Особенности горнотехнических условий разработки россыпных месторождений Якутии

Бураков А.М.; Ермаков С.А.; Касанов И.С.

Материалы Международной научно-практической конференции, прошедшей в УНПЦ «СТРОЙГОРМАШ» 12—13 ноября 2012 г.

Н.Л. Разумняк, Н.Б. Бахтыбаев, Т.В. Демина, 2012

В.Ф. Демин, С.Б. Алиев, Н.Л. Разумняк, Н.Б. Бахтыбаев, Т.В. Демина

ПРОГНОЗИРОВАНИЕ СМЕЩЕНИЙ ПРИКОНТУРНОГО МАССИВА ПОРОД ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Дан анализ системы прогнозирования смещений приконтур-ного массива пород горных выработок.

Ключевые слова: напряженно-деформированное состояние, технология, приконтурный массив горных пород, крепление горных выработок.

роявлениями горного давления, наблюдаемыми из ' ! пройденной выработки, являются смещения пород приконтурного массива. Конечные значения смещений горных пород приконтурного массива выработок и6 складываются из двух составляющих:

— смещения массива за счет упругих деформаций и 1;

— смещения за счет неупругих деформаций (и 2).

ию = и 1 + и 2. (1)

Упругие деформации определяются по формулам [1]

50- д06 „ д06 дY6

+ + О = 0, —6 + ^ +Y = 0 (2)

до 56 до 56

ди дv (дv ди

Хх =хе+ 2ц— , Yy =хв+ 2ц—, X, = ц — + —

дх у ду у удх ду

Вторая составляющая смещений контура сечения выработки за счет неупругих деформаций пород в зоне предельного состояния можно определить по формуле [2]

А

вл

и2 (ёъ -1), (3)

айд

где S¡б — площадь условной зоны неупругих деформаций,

м2; В§06 — периметр выработки, м; Ё6^ — коэффициент

разрыхления пород в области запредельного деформирования.

Площадь условной зоны неупругих деформаций зависит от физико-механических свойств пород и напряженно-деформированного состояния массива. Для определения напряженно-деформированного состояния массива пород вблизи горной выработки решаются следующие задачи:

— определение напряжений в нетронутом массиве;

— определение дополнительных напряжений вызванных образованной выработкой;

— суммирование напряжений действующих массиве. Напряжения в нетронутом массиве можно определить по

формуле 1 [1].

а,(0> = а1(1±Х +008(29));

*е(0) = а1(1±Х + ^ 008(29)); (4)

т%] = 008(29),

где а1 — главное вертикальное напряжение, МПа; X — коэффициент бокового распора; г, 9 — полярные координаты точек.

Дополнительные напряжения вызванные образованным отверстием можно определить по формулам [1]

|С1 +а91) = 2[Ф(2) + Ф(2)]

[ае1) - + 2/т™ = 2(2Ф'(2) + ^(2)),

где z — некая отображающая функция, которую для наиболее распространенных форм сечения можно представить в виде [3]

С С С С

2 =ш£) = Со^+ -1 + С2 + С3 + -4, Ш '£) * 0, Щ> 1. (6)

^ ^ ^ ^

Функции Ф(2), ^(2) имеют вид

ф(2) = 1(О +с )_ X + ¡У 1

4 1 + °2) 8_у) ш(4)

+ Ф -4)

1

^(2) = 2^2 _а1)е^'а + (3 _ 4V)

X + ¡У 1

8л(1 _ V) ю(4)

(7)

где X + ¡У — главный вектор поверхностных сил Fx + ¡Fy; с1, с2 — главные напряжения на бесконечном удалении от отверстия; а — угол главного направления с осью Ох;

Л

ф.(4) = пи ср + 4

,т-а 4 „

О--— РП _1

т (4) т (4) т(4)

^.(4) =

43

т (4)

(с0 _С142 _С243 _С344 _С445)ф.(4)_ рп_

ГцЛ

.4.

+ СоО" _

_(Со 4+С143 + С2 44 + Сз 45 + С4 46)Ф.'(4) +

„ 2п2 3п3 4П4

П1 +~Т + ^ +

4 42 43

О

1 1

О = В + 1(о1 +О2), Оа= 1 (О2 _СТ1)е2'а,

Р

п

4

= _П3Т2 _ П4 4

^ + V

3 г2

43 42

/

п (4) = с^3 + 2С242 + 3С3 4 + 4С4, т(4) = Со45 _с^3 _2С242 _3С34_4С4.

Как было сказано выше, полные напряжения определяются путем суммирования начальных и снимаемых напряжений.

ог =О<0) +О(1)

ое=о<0) +а<1). (8)

х =т(0) +т(1) Vе Vе ^ Vе

Таким образом, определяются полные напряжения в произвольной точке массива. В результате расчетов программа выдает матрицу точек со значениями напряжений.

В зависимости от выбранного критерия разрушения устанавливается зона неупругих деформаций. В указанной об-

ласти определяется коэффициент разрыхления и смещения пород за счет дилатансии.

Для определения области пород находящихся в неупругом состоянии был использовано условие прочности Л.Я. Парчевского и А.Н. Шашенко [4] для приведения сложного напряженного состояния к простому одноосному. Оно имеет следующий вид:

с = (у- 1)(С1 +Сэ) + у1 (01 +аэ)2(у-1)2 + 4-^)2 < ^ (9) е 2 у ~ с'

где с1 > сэ — главные напряжения, МПа; у = —--отноше-

^

ние прочности пород на растяжение к прочности на одноосное сжатие, МПа

В полученной области породы переходят в стадию неупругого деформирования. В этой стадии нарушается целостность массива, появляются микродефекты, которые в дальнейшем перерастают в макроразрывы. За счет увеличения указанных деформаций (дилатансия) происходит увеличение объема пород, значение которого на порядок больше смещений вызванными упругими деформациями [5].

Согласно исследованиям [2, 3] на контуре незакрепленной выработки ориентировочно коэффициент разрыхления может быть равен 1,1 — 1,18. Наличие крепи значительно снижает смещения.

В работе [2] предложено учитывать уменьшение коэффициента разрыхления пород за счет применения крепи

^ = ^), (10) 3 ^дд

где вайд — площадь сечения выработки в проходке, м2; К<р — коэффициент учитывающий работу крепи Еёд = 0,18 - 0,08 ;

Р — несущая способность крепи, тс/м2.

Согласно исследованиям [2] с удалением от породного контура, вследствие увеличения горного давления, коэффициент разрыхления убывает подобно коэффициенту пористости.

В случае если предполагаемая зона неупругих деформаций менее 0,5 м коэффициент разрыхления можно определить по формуле [2]

= Еа (11)

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

2 ^

Смещение контура выработки процесс, протекающий во времени с различной скоростью. Как показали натурные наблюдения, основные смещения протекают в течение первого месяца. Затем в последующие месяцы наблюдается снижение их интенсивности.

Нарастание смещение во времени многие авторы предлагают аппроксимировать логарифмической функцией [2].

и, = ¿01^ +1), (12)

где и — смещения спустя время 1, мм; Ь0 — коэффициент,

характеризующий интенсивность смещений, мм/сутки; 1 — время, сут.

Коэффициент Ь0 принимается по результатам натурных наблюдений в течение первого месяца из формулы (12).

Ь0 = и' . (13)

0 Щ +1)

Преимущество данной формулы заключается в возможности определения смещения за любое интересующее время.

Для получения корректных результатов расчетов наблюдательные станции должны быть установлены не позднее суток, так как согласно этой же формуле основные смещения приходятся на первые сутки. Установка наблюдательных станций до начала деформаций весьма сложная задача. Поэтому для исключения ошибок необходимо производить не менее трех серий наблюдений

и{ + и 0 = ¿0^0 +1 +1), (14)

где и 0 — некие смещения происшедшие до установки наблюдательных станций, мм; t0 — время прошедшее с момента образования открытой полости выработки, сут.

Совместное решение трех уравнений по результатам трех замеров приводит к трансцендентной функции относительно

= Д;

и 3 - и 2

/ \Д

и ' t2 +10 +1

13 +10 +1

V12 +10 + 1 у

11 + 10 + 1

. 1п(Т0 +12 +1) - 1п(Т0 +11 +1)

или Д =———2---——1--. (15)

0 +13 +1) - 0 +12 +1) ' ;

При А = 1 12 - tt

t = --1. (16)

0 t1 +1з - 2t2 ' '

Коэффициент Ь0 зависит от конечных размер зоны предельного состояния и может быть установлен на основе обобщения имеющихся экспериментальных материалов наблюдений за смещениями контуров выработок.

Имея зависимости конечных смещений контура от несущей способности крепи и нарастания смещения во времени можно прогнозировать ожидаемые смещения контура выработки с учетом влияния крепи.

Применение анкерной крепи снижает начальные смещения, в результате чего снижается и интенсивность дальнейших смещений.

Как показали натурные наблюдения за смещениями контура выработок на шахтах Угольного департамента АО «Ар-селорМиттал Темиртау» (Карагандинский угольный бассейн) конечные значения смещений пород кровли за первый месяц не превысили 5 мм.

Это означает, что интенсивность

5

Ь0 =-= 1,45 мм/сутки.

0 1п(30 +1)

Тогда, приняв срок службы выработки 3 года, получим значения конечных смещений равным 11 мм.

Приведенный выше пример справедлив для капитальных выработок, напряженно-деформированное состояния при-контурного массива которых зависит только от начальных горно-геологических условий и времени.

Для подготовительных выработок попадающих в зону влияния очистных работ такой подход определения ожидаемых смещений не совсем подходит.

Расположение подготовительных выработок относительно границ очистного пространства или в направлении, нормальном к наслоению, может в десятки раз изменить величину смещений контура выработки.

Аналитическое определение смещений породного массива вблизи подготовительных выработок по сравнению с капитальными выработками осложняется следуюшими факторами:

— концентрацией напряжений в зоне опорного давления, которая может быть определена недостаточно точно;

— невозможностью использования конечных максимальных смещений из-за ограниченности времени нахождения выработки в зоне максимальных напряжений в окрестности выработки за время ее существования.

Для расчета смещений контура подготовительных выработок следует пользоваться скоростями смещений, связанными с изменением горнотехнических условий.

Скорости смещений контура выработок зависят от степени напряженности горного массива в окрестности рассматриваемых выработок и физико-механических свойств массива.

Известно, что напряжение массива вокруг выработки, возросшее выше предела ползучести, с течением времени уменьшается вследствие пластических деформаций пород. По мере уменьшения напряжений уменьшается и скорость деформации пород, следовательно, и скорость смещений контура выработки. Новое увеличение напряжений вызывает новую волну скоростей смещений контура выработки. Таким образом, порядок аналитического определения смещений контура подготовительных выработок следующий:

— определение геологических условий проведения выработки, для чего составляется геологический разрез с указанием пород почвы и кровли;

— анализ механических характеристик слоев пород;

— построение изолиний и эпюр напряжений в окрестности очистной выработки — впереди забоя, в зоне подработки и в зоне остаточного опорного давления;

— расчет зоны неупругих деформаций пород вокруг выработки вне влияния очистной выработки и построение эпюры скоростей смещений на основе экспериментальных данных наблюдений в аналогичных условиях в предшествующее время;

— построение эпюр скоростей смещений на весь период службы данной горной выработки с учетом установленных смещений путем обобщения имеющихся опытных данных для аналогичных условий;

— определение смещений контура на различных участках выработки в зависимости от времени (скорости подвига-ния очистного забоя).

При проведении выработки по углю с устойчивой кровлей и почвой смещения боков выработки значительно превосходят смещения почвы и кровли, которые зависят только от упругих деформаций пород почвы и кровли, а также общего сдвижения без разрушения. Для рассмотренных выработок максимальные смещения кровли и почвы не превышают 10 мм.

Смещения боков выработки складываются из следующих составляющих изменения объема пород в боках выработки:

— составляющей U1 — за счет изменения объема конвергенции почвы и кровли в зоне, где действующие напряжения меньше природных, определяемых по формуле

ay = yH cos2 а + XyH sin2 а , (17)

где а — угол падения пласта, град; 1 — коэффициент бокового распора.

— составляющей U2 — обусловленной разрыхлением пород в зоне неупругих деформаций;

Для сплошной системы разработки, когда выработка с одной стороны граничит с массивом, а с другой — с выработанным пространством, смещения со стороны почвы и кровли определяются на границе выработанного пространства. Величина зоны неупругих деформаций с соблюдением баланса сил в зоне остаточного опорного давления и в зоне разгрузки. Коэффициент разрыхления пород можно определить также как и для капитальных горных вырабо-

ток. Смещения контура выработки со стороны массива определяются по формуле

и = УдаЕ6ао , (18)

т

где Vд.а — объем зоны неупругих деформаций на 1 м выработки, м2; т — мощность пласта, м.

Рассмотренный подход справедлив для случая когда деформируется только угольный пласт, по которому проводится выработка. Чаще всего вокруг подготовительных выработок неупругие деформации испытывают не только угольный пласт, но и вмещающие его породы. В этих условиях смещения за счет конвергенции пород основной кровли и почвы (не переходящих в стадию запредельного деформирования) значительно меньше смещений за счет разрыхления пород заключенных в области неупругих деформаций.

Расчет смещений контура горных выработок производят по максимальным напряжениям, которые создаются в зоне их расположения при продвижении очистного забоя. Наибольшие трудности при этом представляет учет времени действия этих максимальных напряжений, связанного со скоростью движения очистного забоя и расстоянием от разрабатываемого пласта.

Наиболее общим принципом расчета смещений контура подготовительных выработок является определение двух ранее описанных составляющих изменения объема пород в области влияния выработки: из составляющей Д^, обусловленной упругим расширением пород в области пониженной

1 /

величины среднего напряжения а = — (а1 +а2 +а3), и из со-

3

ставляющей ДУ2, обусловленной разрыхлением пород в зоне неупругих деформаций. Средняя величина смещений контура является частным от деления приращения объема пород в зоне влияния выработки на ее периметр L [2].

и = 1АУ2 . (19)

Конечные смещения для различных уровней напряженности определяются по формуле [2]

R 2

и о = и 1 + и 2 =

1 +у и, и \ , ^ с

— (* у1Ч -а) + — - ^

(20)

Смещения горных пород в приконтурной части выработок могут быть обусловлены следующими причинами: разрыхлением и увеличением объема пород при их разрушении, расслоением по напластованию, прогибом сформировавшихся консолей пород.

Уменьшение или исключение конвергенции пород в кровле выработки по двум последним причинам может быть достигнуто правильным выбором средств и параметров крепления. Более сложным является определение и снижение смещения пород вблизи выработки, связанным с дила-тансией горных пород.

Дилатансия горных пород — увеличение объема испытываемого материала при его разрушении была выявлена многочисленными экспериментальными исследованиями [6, 7, 8]. Изучение данного явления является весьма важным, так как по мнению многих ученых [6] смещения пород в приконтурной части горных выработок в основном обусловлены дилатансией, в особенности в зоне установившегося горного давления.

В критериальном виде дилатансию горных пород для заданной породы можно записать как [5]

Ь = f (Т, &а2, а,, 1х) = f (Т, &с, 1х). (21)

Таким образом, дилатансия горных пород при их разрушении обусловлена двумя причинами: образованием, накоплением и укрупнением микротрещин; перемещением смежных поверхностей макроразрывов сплошности относительно друг друга. Причем, преобладающим является второй механизм разрыхления породы. Численное значение дилатансии в общем случае определяется возможностью накопления уп-

ругой энергии в допредельной части диаграммы и может колебаться в широких пределах. Для практических расчетов при определении смещений приконтурного массива коэффициент разрыхления может быть равным 1,001 — 1,005 при исключении перехода пород в запредельное состояние. В противном случае — Кр = 1,04 — 1,1.

Замеренные на практике [6] коэффициент разрыхления пород приконтурного массива более 1,1 в значительной мере обусловлены расслоением пород и прогибом консолей, образовавшихся в результате ведения очистных работ. Способы снижения смещений приконтурного массива в подготовительных выработках по этим причинам будут рассмотрены ниже. Анализ выражения (21) позволяет выработать рекомендации по уменьшению дилатансии пород в приконтурной части выработки.

Рекомендации по уменьшению коэффициента разрыхления горных пород могут быть получены воздействием на параметры, входящие в выражение (21).

В работе [5] рассмотрено влияние различных факторов на дилатансию горных пород.

1. Температура Т. С понижением ее возрастает прочность горных пород, поэтому при сравнении ее с изолиниями напряжений в приконтурной части выработки разрушение может не реализоваться, а если реализуется, то размеры зоны разрушения будут меньше, следовательно меньше будут смещения. Снижение температуры породы приводит к повышению ее хрупкости и возможности большего накопления упругой энергии при допредельном деформировании. Это в свою очередь может привести к повышению коэффициента разрыхления за счет перемещения смежных поверхностей трещин. По этой причине охлаждение породного массива вблизи горных выработок будет эффективным при снижении дилатансии только тогда, когда предел прочности охлажденных пород будет больше действующих в прикон-турном массиве напряжений.

2. Скорость деформирования &. Повышение & приводит к возрастанию предела прочности породы и упругой энергии, накопленной ее в допредельной части диаграммы с-в

[5]. Первое обстоятельство является благоприятным с точки зрения снижения вероятности образования зон разрушения вблизи выработки, второе приводит к увеличению разрыхления пород, если расчетные напряжения будут больше предела прочности пород. В том случае, если зоны разрушения все-таки образуются, а это зависит от свойств пород, в которых пройдена выработка, для снижения дилатансии за счет перемещения стенок трещин необходимо снижать скорость деформирования пород &. Это может быть достигнуто установкой горной крепи сразу после обнажения пород. При применении крепей поддерживающего типа необходима тщательная забутовка закрепного пространства;

3. Параметр С = с2 / с1. Этот параметр определяется глубиной залегания выработки. С удалением от контура выработки в глубь массива параметр С = с2 / с1 приближается

к 1 и снижается вероятность дилатансии из-за перемещения смежных поверхностей трещин. Разрыхление пород может быть уменьшено за счет применения формы поперечного сечения выработок, исключающих концентрацию напряжений и низкие значения С.

4. Коэффициент структуры породы ух. Эта характеристика может изменяться в большую сторону при разупрочнении пород и в меньшую при упрочнении. В обоих случаях происходит влияние на предел прочности породы. Разупрочнение породы может производиться предварительным ее увлажнением, которая приводит к снижению предела прочности и увеличению пластических свойств. Понижение предела прочности приводит к увеличению зон разрушения, а увеличение пластических свойств к снижению накопленной в допредельной части диаграммы с-в упругой энергии и вероятности дилатансии из-за перемещения противоположных поверхностей трещины. Установлено [9], что повышение влажности пород приводит к снижению прочности и к увеличению зоны разрушения в 1,5—3 раза, тогда, в запредельной части диаграммы дилатансия в 23— 285 раз больше, чем в допредельной. Следовательно, ув-

лажнение пород вблизи выработки, несмотря на увеличение размеров зон разрушения, может являться эффективным мероприятием для уменьшения смещения пород вблизи выработки. Кроме того, это мероприятие повышает безопасность работ, так как уменьшается пылевыделение при отбойке горной массы и снижается вероятность возникновения динамических и газодинамических явлений.

Упрочнение пород приконтурного массива (цементация, химическое упрочнение пород и т.д.) приводит к увеличению предела прочности пород и уменьшению или исключению зон разрушения вблизи выработки. В случае, если прочность обработанного массива пород будет больше действующих в приконтурном массиве напряжений, разрушений не будет и дилатансия исключается.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Мусхелишвили Н.И. Некоторые основные задачи математической теории упругости. — М.: Недра, 1966. — С. 45—50.

2. Фисенко Г.Л. Предельные состояния горных пород вокруг выработок. М.: Недра, 1976. — С. 35—45.

3. Мартыненко И.И., Солуянов Н.О., Верещагин В.С. Аналитическое представление напряженного состояния массива в окрестности горной выработки с учетом срезающих усилий в анкерах// Перспективы развития Восточного Донбасса. Часть 1: сб. научных трудов /Шахтинский ин-т (филиал) ЮРГТУ — Новочеркасск, 2007. — С. 44—48.

4. Парчевский Л.Я., Шашенко А.Н. «О размерах области пластических деформаций вокруг выработок // Изв. ВУЗов. Горный журнал. № 3, 1998 — С. 39—42.

5. Цай Б.Н., Бондаренко Т.Т., Бахтыбаев Н.Б. О дилатансии горных пород, Вестник КазНТУ, № 5.2008. — С. 45—50.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

6. Ставрогин А.Н., Протосеня А.Г. Пластичность горных пород. — М.: Недра, 1979. — 301 с.

7. Ставрогин А.Н., Протосеня А.Г. Механика деформирования и разрушения горных пород. — М.: Недра, 1992. — 224 с.

8. Глушко В.Т., Виноградов В.В. Разрушение горных пород и прогнозирование проявления горного давления. — М.: Недра, 1982. — 192 с.

9. Цай Б.Н., Судариков А.Е. Механика подземных сооружений. Учебное пособие. — Караганда: Изд-во КарГТУ, 2007. — 159 с. игсга

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Демин В.Ф. — доктор технических наук, профессор, Карагандинский государственный технический университет,

Алиев С.Б. — доктор технических наук, профессор, Евразийская экономическая комиссия, заместитель директора департамента, Разумняк Н.Л. — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора ННЦГП — ИГД им. А.А. Скочинского, Бахтыбаев Н.Б. -

Демина Т.В. - кандидат технических наук, Карагандинский государственный технический университет.

С.Б. Алиев, В.Ф. Демин, К.К. Кушеков, Н.Л. Разумняк

КОНСТРУИРОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ПРОВЕДЕНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

На базе выполненных исследований произведено определение области применения анкерной крепи в Карагандинском угольном бассейне и разработана модель кадастра районирования применимости анкерного крепления выемочных выработок по пластам.

Ключевые слова: аналитическое моделирование, напряженно-деформированное состояние, технология, приконтурный массив горных пород, крепление горных выработок.

Для оценки целесообразности применения анкерного крепления в различных горно-геологических условиях шахтопластов Карагандинского угольного бассейна произведено ранжирование по формальным критериальным признакам в соответствии с технологическими последствиями работы анкерной крепи. Ниже приведен перечень формальных геотехнологических критериальных признаков, по

К.К. Кушеков, Н.Л. Разумняк, 2012

которым произведена оценка и сформирован итоговый алгоритм.

КА. Управляемость кровли: мощность пород непосредственной кровли (Мк)/вынимаемая мощность пласта (тп): диапазоны: У>6 — легкоуправляемая; 3<У<6 — средней управляемости; 0<У< 3 — трудно управляемая. Экспертный коэффициент применимости анкерной крепи по классам кровли: для 1 — кп = 1,0; 2 — кп = 0,7 — 0,8; 3 — кп = 0,5.

КБ. Крепость породы непосредственной кровли: Qсж, Н/м2: диапазоны: Qсж до 13,5 — сложена углистым аргиллитом, кп = 0,5; 13,5 — 400 — аргиллит, кп = 0,75; 400 — 500, аргиллит с алевролитом, кп = 0,85; 500 — 600, алевролит, кп = 1,0.

КВ. Предел прочности вмещающих пород на сжатие, Qсж, МПа: диапазоны: Qсж < 12, кп = 0,5; QсЖ < 15, кп = 0,6; QсЖ < 20, кп = 0,7; Qсж < 25, кп = 0,85; Qсж < 30, кп = 0,9; Qсж > 30, кп = 1,0.

КС Мощность пород непосредственной кровли при пределе прочности на растяжение qр, Н/м2: Непосредственная Основная кровля qрнк ^рок кровля

кп = 0,7 — углистый аргиллит, Мк < 2м, 11/65, алевролит; кп = 0,75 -аргиллит, Мк < 2, 45/65, алевролит; кп = 0,8 — аргиллит, Мк > 2, 45/65, алевролит; кп = 0,9 — алевролит-аргиллит, Мк > 2, 50/65, алевролит; кп = 0,95 -алевролит, Мк > 2, 55/60, алевролит; кп = 1,0 — алевролит, Мк > 2, 55/60, песчаник. КД. Дизъюнктивная нарушенность пласта (число нарушений на километр выемочного поля), кн, шт/км2: диапазоны: кн до 3 — кп = 1,0; 3 — 5 — кп = 0,9; 6 — 10 — кп = 0,75; 11 — 15

— кп = 0,6; 16 — 20 — кп = 0,55; 21 — 25 — кп = 0,5; 26 — 30

— кп = 0,45; 31 — 40 — кп = 0,4; 41 — 50 — кп = 0,35; 51 — 60

— кп = 0,3

КЕ. Длина нарушений на километр выемочного поля, к| (км/км): диапазоны: к| до 0,5 — кп = 1,0; 2, кп = 0,9; 4 — кп = 0,8; 6, кп = 0,7; 8, кп =0,6; 10; кп = 0,5; 12, кп = 0,4; 14, кп = 0,3.

К^ Трещиноватость пород непосредственной кровли по углу их распространения ар: диапазоны: ар до 40о, кп = 1,0; 50о

— 0,85; 60о — 0,75; 70о — 0,5; 80о — 0,4; 90о — 0,3.

КК. Расстояние между трещинами Ь: диапазоны: Ь > 5м — кп =1,0; 4 — 0,85; 2 — 0,7; 1,0 — 0,5; 0,5 — 0,3; < 0.2 — 0,2.

К|_. Наличие ложной кровли Нлк: диапазоны: Нлк до 100 % — кп =0,5; 90 % — 0,7; 80 % — 0,8; 70 % — 0,9; 5. 50 % — 1,0.

КМ. Мощность ложной кровли Млк: диапазон Млк = 0,1 — 0,2, кп =0,8; 0,2 — 0,4, 0,7; 0,4 — 0,6, 0,5; 0,6 — 0,8, 0,4.

Км. Обводненность выработок Ов: диапазоны: Ов до< 5 м3/ч, кп=1,0; 15 — 0,85; 25 — 0,75; 35 — 0,6; 50 — 0,5; 70 — 0,3; 100 — 0,1.

Комплексная оценка была произведена по шахтам УД АО «АрселорМиттал Темиртау». Общий оценочный показатель коб определяется суммой формальных критериальных признаков

коб = Ка+ Кб + Кв + Кс + Кд + Ке + К + Кк + К| + Км + Км. (1)

Условия, которые в большей степени соответствуют применению анкерных крепей с существующими конструктивными параметрами обладают суммой по формальным критериальным признакам, которая равна одиннадцати, возможность и целесообразность использования крепи в иных условиях оценивается по отношению к максимальному значению на примере шахты им. Костенко (рис. 1). Разработанная компьютерная версия экспертной информационной системы программы по заданному алгоритму выводит также информацию о том признаке который оказывает преобладающее негативное влияние и на который необходимо воздействовать для повышения эффективности применения анкерной крепи или требуется изменение технологических параметров ее использования.

В выработках, в которых самостоятельная анкерная крепь не обеспечивает их устойчивого состояния на протяжении всего срока эксплуатации, в подавляющем большинстве очень выгодно применение анкерной крепи в сочетании с обычными видами рамной крепи.

Анализ результатов шахтных наблюдений и накопленного опыта показывает, что применение анкерной крепи в сочетании с рамной обеспечивает существенное повышение устойчивости выработок и снижение расхода крепежных материалов в 1,5-2 раза. С помощью анкеров может быть обеспечено

восприятие повышенных местных напряжений в породах вокруг выработки (со стороны кровли и боков) и выравнивание горного давления по контуру рамной крепи, отдельным ее элементам.

Анализ условий разработки показывает, что на шахтах Карагандинского бассейна анкерной крепью в сочетании с конструкциями МРК можно крепить не менее 55 — 85 % общей протяженности проводимых выемочных выработок.

Формирование методического подхода к выбору оптимальной схемы подсистемы «горно-подготовительные работы»

Ниже представлен методический подход по синтезу оптимальной схемы функционирования подсистемы «горноподготовительные работы».

Целью данных исследований является создание элементов информационной системы для выбора оптимальных технологических схем горно-подготовительных работ для шахт Карагандинского угольного бассейна.

Применяемость

анкерной крепц 0о/и) еЭ

0,6 0,4

0,2 О

Рис. 1. Применение анкерной крепи по пластам (на примере шахты им. Костенко): ^): У — управляемость кровли; М — мощность пород непосредственной кровли; Р — расстояние между трещинами; Д — дизъюнктивная нарушенность пласта

При формализованном решении задачи каждая выработка представляется в виде множества входных характеристик (качественных и количественных), которое по определенным правилам (алгоритмам) преобразуется в множество её выходных характеристик

1— — _ —

1—1 —

М 'Т 9 ■м« М

К, К,» К, К» К, К: Кг Кроешь,

Gi = &} =f (Е, = К; х„; х1т; хт ^ (2)

где G¡ — множество выходных характеристик нй выработки; — значение j-й выходной характеристики нй выработки; Е|

— множество входных характеристик нй выработки; х^, I, т, п

— значение i (к, I, т, п)-й входной характеристики i-ой выработки; к — индекс «собственных» характеристик; I — индекс характеристик, отражающих связи с системой разработки; т

— то же со схемой подготовки выемочного поля; п — то же со схемой вентиляции.

Сама горная выработка также выступает в качестве подсистемы с элементами, характеризующими её технические и конструктивные элементы: сечение, способы проведения и охраны и т.п. Разработка прогрессивной технологической схемы проведения горной выработки включает анализ характера матрицы влияющих факторов. Классификационные признаки такой матрицы отражают агрегатное состояние извлеченной горной массы, параметры ведения горных работ (рис. 2)_

Классификационные признаки

1. Агрегатное состояние извлеченной горной массы {а1,..., а2} (уголь, порода)

2. Схема проведения {а1,......, а6}

3. Технология проведения Пространственное расположение {а7,......, а22}

Способы и средства крепления {а23,......, а34}

Способы и средства механизации процессов отбойки, транспорта отбитой горной массы, схемы работы средств механизации {а34,......, а52}

Способы и средства искусственного воздействия на горный массив в окрестностях забоя {а53, ... а55}

Способы и средства монтажно-демонтажных работ {а56,......, а59}

Способы и схемы проветривания {а60,......, а62}

Рис. 2. Классификационные признаки матрицы влияющих факторов

Сущность рекомендуемой методики синтеза оптимальных технологических схем горно-подготовительных работ заключается в определении таких качественных и количественных параметров технологической схемы, которые обеспечивают экстремум совокупного критерия эффективности при

ограничениях на применение элементов по горно — геологическим и технологическим условиям с соблюдением требований ПБ, ПТЭ и экологии, и состоит из трех блоков алгоритмов.

Блок 1: декомпозиция подсистемы «горно-подготовительные работы» на элементы. Подсистема по определенной схеме выполняет ряд технологических функций С1,с, С2,с ,..., Ст-1,с , Ст,с ,..., объединенных по нормам безопасности и экономическим критериям С(т-1т),к , образует единый функциональный процесс.

Для создания математической модели подсистемы с учетом каждого из слагающих ее элементов Хп,в, с оценкой по специально выбранным локальным критериям с учетом их весомости dt, формируется функция цели Jt,p:

^п») = ех(г ^ . ^ | , (3)

где ^ (1 =1,2,., п) — составляющие по критериям R1, R2, ...;

п

при £ dt = 1.

I=1

Блок 2: установление рациональных значений дискретных количественных, непрерывных управляемых и качественных параметров. Вектор управляемых характеристик и параметров подсистемы выглядит как: G = (А,В,D). А —

вектор качественных характеристик технологической схемы в области допустимых значений: А = (А1, А2, ... А19).

Технологические элементы подсистемы проведения горных выработок следующие: А,— способ проведения горной

выработки: а11 — механический (комбайновый сплошного действия); а12— механический с гидрорезанием; а13 — меха-ногидравлический; а14 — комбайнами избирательного действия; а15 — гидравлический; а16 — буровзрывной; а17 — механический безвзрывной; а18 — отбойные молотки; А2 — схема возведения временной предохранительной крепи: а21

— без временной крепи; а22 — с немеханизированной оградительного типа; а23 — с немеханизированной крепью у забоя поддерживающего типа; а24 — с механизированной временной проходческой предохранительной крепью; А3 — место возведения постоянной крепи: а31 — полностью у забоя выработки; а32 — у забоя выработки с установкой промежуточных рам; а33 — с отставанием от забоя; а34 — за проходческим комбайном; А4 — способ возведения постоянной крепи: а41 — крепление с отставанием от забоя с применением механизированной временной проходческой предохранительной крепи; а42 — крепление с отстаиванием от забоя с применением немеханизированной временной проходческой предохранительной крепи; а43 — крепление у забоя механизированным способом; а44 — крепление у забоя вручную; А5 — схема проведения выработки: а51 — обычная; а52 — специальная по не устойчивым породам, ПГД; а53 — специальная по газоносному пласту; а54— специальная по выбросоопасному пласту; а55— специальная по водообиль-

ным породам; А6 — форма сечения выработки: а6.1 — арочная; а6.2 — трапецевидная, ; а6.3 — прямоугольная; А7 — тип постоянной крепи выработки: а7.1 — металлическая рамная; а7.2 — анкерная; А7.3 — комбинированная); А8 — характер

присечки боковых пород: а81 — в кровле; а82 — в почве; а83

— комбинированная; А9 — способ транспортировки горной массы: а91 — гидравлический; а92 — ленточные конвейера; а93 — грузо-людские ленточные конвейера; а94 — самоходные вагоны и погрузочно-доставочные машины; а95 — скребковые конвейера; А10 — способ охраны подготовительных выработок: а101 — бесцеликовые с крепью усиления;

а102 — породные охранные полосы; а103 — литые жесткие охранные полосы; а104 — комбинированные полосы; а105 — целики полезного ископаемого; А11 — характер проведения спецмероприятий: а111 — укрепление неустойчивых вмещающих пород; а112 — осушение пласта и вмещающих пород; а113 — повышение несущей способности крепи; а114 — противовыбросовые мероприятия; А13 — характер размещения раскоски: а131 — двухсторонняя; а132 — односторонняя; а133 — разделённая по возведению во времени; А14 — схема выполнения основных процессов и операций: а141 — цикличная; а142 — циклично-поточная; а143 — поточная; А15 — ширина забоя при проведении горной выработки: а151 — узким забоем с валовой выемкой; а152 — узким забоем с селективной выемкой угля породы; а153 — узким забоем; а154 — парными узкими с охранными целиками; а155 — парными забоями охранными сооружениями; а156 — широким забоем; А16

— способ проветривания: а161 — за счёт общешахтной депрессии; а162 — ВМП или эжекторы; А17 — способ погрузки горной массы: а171 — проходческими комбайнами; а172 — проходческими комбайнами и погрузочными машинами; а173

— погрузочными машинами; а174 — погрузочно-доставочными машинами; А18 — способ перегрузки горной массы на транспортные средства: а181 — отсутствует; а182

— перегружатель прицепной; а183 — перегружатель подвесной; а184 — бункер-перегружатель; А19 — способ доставки людей, материалов: а191 — грузо — людские конвейера; а192

— рельсовый; а193 — канатная; а194 — безрельсовый; а195

— монорельсовый; а196 — канатный подвесной; а197 — самоходные вагоны.

В — вектор дискретных целочисленных параметров (переменных) в области допустимых значений; D-вектор непрерывных управляемых параметров в области допустимых значений.

Каждому элементу подсистемы соответствует свой набор управляемых переменных. Оценка технологических схем

Цj Е М д(L ) производится оптимизацией их критерия адаптации:

(ц .)=Д ^ (ц j * Ь тах

} (4)

Блок 3: синтез оптимальных управляемых подсистем. Любому варианту ц е Мд^) поставлена в соответствие задача оптимизации параметров процессов подсистемы:

>]+1 _

G = (min,max)D,В,В„) { F(©(А),©(D),©(В),©(В„. (5)

ч

По уровням технологической схем необходимо определить такой вариант ц0е Мд^) с оптимальными параметрами,

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

который обеспечивает экстремум значения вектора управляемых характеристик подсистемы.

При выборе оптимальной технологической схемы устанавливается такой вариант, который обеспечивает минимальное приращение критерия оптимальности на всех (р-1) частных диапазонах ^ , где ] = 1,2,..., р-1. При сравнении всех Д^ 0 =1,2,., р) определяется ДRк^•min для диапазона который и принимается при синтезе схем как оптимальный.

Представленный методический подход рекомендован к генерированию оптимальных технологических схем горноподготовительных работ для условий отработки угольных пластов. На рис. 3 представлена структура программы экспертной системы очистных работ с элементами горнопроходческих работ.

Сравнительная оценка конкурирующих схем по обобщенному критерию (минимальные затраты на проведение горной выработки, тенге/м трудоемкость проведения горной выработки, чел-смен/м время проведения выработки (^ или максимальная скорость проведения, м/мес) позволяет выбрать оптимальную технологию ведения горнопроходческих работ.

Рис. 3. Структура программы экспертной системы очистных работ с элементами горно-проходческих работ

Рис. 4. Выкопировка из плана горных работ отработки пласта к7 в условиях шахты им. Кузембаева УД АО «АрселорМиттал Темир-тау»

Разработанная методика апробирована при выборе оптимальных параметров проведения горных выработок применительно к технологическим схемам проведения горных выработок в условиях отработки пласта к7 шахты им. Кузембаева. Уменьшение объемов горно-подготовительных и монтажно-демонтажных работ очистного оборудования за счет обеспечения оптимальных параметров выемочных столбов (3,0 км вместо 2,4 км) и длины лавы (260 м вместо 240 м) с использованием технологии крепления подготовительных выработок анкерным креплением. Расчеты показывают, что реализация предлагаемых параметров обеспечивает экономический эффект при разработке пласта мощностью 3,5 м размером выемочного поля 3,0x1,0 км и запасах 700 тыс. т — 41 тенге на 1 т промышленных запасов.

В качестве примера использования метода синтеза технологических схем очистных и горно-подготовительных работ с возведением поддерживающих породных полос для охраны

подготовительных выработок для конкретных горногеологических

Таблица

Пример синтеза элементов для формирования технологической схемы очистных работ для отработки выемочного столба лавой 12 к7-з на шахте им. Кузембаева УД АО «АрселорМиттал Темиртау»

Наименование элементов Подэлемент

принятый рекомендуемый

Способ проведения горной выработки а1.4 а1.4, (а1.7)

Схема возведения временной а2.1 а2.4

предохранительной крепи

Место возведения постоянной а3.1 а3.1, (а 3.4)

крепи

Способ возведения постоянной а4.4 а4.3( а 4.1)

крепи

Схема проведения выработки а5.4 а5.4

Принцип использования добытой аб.4 аб.1(аб.2)

шахтной породы

Количество выходов из опере- - а7.3

жающего короткого очистного забоя

Характер присечки боковых по- а8.3 а8.3

род

Способ транспортировки горной а9.2 а9.2

массы

Способ охраны подготовительных выработок аю.1 аю.2(аю.4)

Характер проведения спецмеро- Э11.4 ац.4

приятий

Способ возведения искусствен- - а12.2

ных охранных сооружений

Характер размещения раскоски - а13.1

Схема выполнения основных про- Э14.2 а14.3

цессов и операций

Ширина забоя при проведении горной выработки Э15.1 а15.5

Способ проветривания Э16.2 а1б.2

Способ уборки горной массы Э17.1 а17.1

Способ перегрузки горной массы Э18.3 а18.3

на транспортные средства

Способ доставки людей, мате- Э19.5 а19.5

риалов

Форма сечения выработки Э20.1 Э20.1

Тип постоянной крепи выработки Э21.2 Э21.2 ЕШ

и горнотехнических условий разработки рассмотрен выемочный участок, отрабатываемый лавой 12к7-з шахты им. Кузем-баева УД АО «АрселорМиттал Темиртау» с запасами 680 тыс. т, очистным комплексом с механизированной крепью «Глиник-66/16», стругом «Гляйтхобель» и забойным конвейером PF-2.30. Для доставки угля применяются ленточные конвейера 1Л-100К, для вспомогательных целей — подвесные дороги «Шарф» (рис. 4). Ранее при отработке лавы 233 д11-в на шахте «Казахстанская» средняя нагрузка на очистной забой составила 2700 т/сут. Отработка восточного крыла шахтного поля производится односторонней панелью.

При применении метода анализа и синтеза выявленных рациональных элементов в технологическую схему очистных работ отработки лавой выемочного столба 12к7-з необходимо внести следующие изменения, представленные в таблице.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Алиев С.Б. — доктор технических наук, профессор, Евразийская экономическая комиссия, заместитель директора департамента, Демин В.Ф. — доктор технических наук, профессор Карагандинского государственного технического университета,

Кушеков К.К. — кандидат технических наук, докторант Российский университет дружбы народов,

Разумняк Н.Л. — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора «ННЦГП — ИГД им. А.А. Скочинского».

А_

Н.Л. Разумняк, Т.В. Демина, 2012

В.Ф. Демин, С.Б. Алиев, Н.Л. Разумняк, Т.В. Демина

ИССЛЕДОВАНИЕ ПРОЯВЛЕНИЙ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ И ХАРАКТЕРА ВЗАИМОДЕЙСТВИЯ РАЗЛИЧНЫХ ВИДОВ КРЕПЛЕНИЯ С ВМЕЩАЮЩИМИ ПОРОДАМИ ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ

Проведены исследования для установления характера проявлений горного давления при анкерной, комбинированной и арочной металлорамной крепях горных выработок Выявлены закономерности изменения напряженно-деформированного состояния угля вмещающих породных массивов в зависимости от горно-геологических факторов. Выполненные исследования позволяют установить влияние горно-геологических и горнотехнических факторов на деформации во вмещающих породах и установить рациональные параметры применения крепи в подготовительных горных выработках. Ключевые слова: напряженно-деформированное состояние, технология, приконтурный массив горных пород, крепление горных выработок, взаимодействия различных видов крепления выработки с вмещающими породами.

важную роль в повышении эффективности производства играет решение проблемы совершенствования технологии крепления и надежного поддержания выработок. Увеличение глубины разработки при относительно невысокой прочности пород и применении крепей с недостаточной несущей способностью и конструктивной податливостью являются основными причинами неудовлетворительного состояния горных выработок. На существующих в Карагандинском угольном бассейне глубинах разработки (500—800 м) современными крепями невозможно добиться безремонтного поддержания выработок. Одним

из рациональных путей улучшения состояния выработок и экономии материальных ресурсов является применение комбинированной (металлоарочной и анкерной) и чисто анкерной крепи. К настоящему времени в производственной практике накоплен достаточный опыт применения технологических схем возведения комбинированной и анкерной видов крепи в горных выработках. Однако, как показывают натурные наблюдения, состояние горных выработок, особенно выемочных, не всегда удовлетворительное. Наиболее слабым звеном в решении вопросов по повышению эффективности использования такого крепления является недостаточная изученность геомеханических процессов вблизи горных выработок.

Для определения функциональных возможностей различных видов крепи проведены сравнительные исследования для установления характера проявления горного давления при анкерной, комбинированной и рамной крепях горных выработок и выявления работоспособности анкерной крепи и рациональных схем ее применения.

В задачи исследований входило: установить характер сдвижения горных пород при различном структурном их строении для наиболее типичных кровель выработок; определить особенности проявления горного давления на крепь, когда выработки расположены в зоне и вне зоны влияния очистному забою; исследовать роль анкерной крепи на сопряжениях с очистными забоями.

Для решения поставленных задач были проведены сравнительные наблюдения за проявлением горного давления в выработках с различным сроком службы и назначением на пологих и наклонных пластах. Наблюдения проводились за сдвижением и расслоением горных пород путём использования глубинных реперов. Прочность закрепления анкеров в скважинах определялась гидравлическими приборами ПА-3, ПА-4, и ПКА, а изменение натяжения в анкерах - гидравлическими динамометрами ДА-1, ДГА и самописцами типа СПУ.

Давление на стойки рамной крепи определялось путём применения механических и тензометрических динамометров с записью показаний на ленточной диаграмме.

Проявления горного давления в выработках преимущественно зависит то состава пород кровли и их крепости, размеров выработки, слоистости и трещиноватости горных пород, параметров крепи, глубины разработки, вида крепи, наличия отжима в боковых стенках выработки, размера охранных целиков угля, влияния остаточного и временного опорного горного давления (зон повышенного горного давления — ПГД, очистных работ, наличия зон подработки — надработки).

Замеры производились в конвейерном штреке 42к10-з шахты им Кузембаева УД АО «АрселорМиттал Темиртау», закрепленном различными видами крепи. Установлены опускания кровли Ahk, сближения боков Му на участке угольного пласта и Мп на участке подрывки и расслоения 2,5 — метрового слоя кровли Ahp, Деформация контуров подготовительной выработки в зависимости от расстояния от очистного забоя (у - скорость, м/сут; U - абсолютные значения смещений, м) и представлены на рисунке 1.

Исследования проводились в течение 200 сут. с момента установки крепи в нетронутом массиве с целью определения закономерностей сдвижения вмещающих пород в выработках прямоугольной и арочной формы, закреплённых рамной и комбинированной (анкерно-рамной) и анкерной крепью. Наиболее интенсивно кровля опускается в непосредственной близости от проходческого забоя. За первые сутки величина опускания кровли на участке с анкерной крепью составила 20 % опускания в течение всего периода наблюдений 200 сут., с арочно — рамной 30 % и с рамно — анкерной - 5 %, а за первые 10 сут. - соответственно 35, 45 и 25 %. В начальный период в движение пришла значительная толща пород: за 10 суток репера на глубине 2,5 м опустилась на участке с арочной крепью на 10 мм, или 80 % всего опускания этого репера в нетронутом массиве, с анкерной - 35 мм (50 %) и с анкерно-рамной - 14 мм или 20 %.

Период наблюдений за устойчивостью выработки в зоне влияния очистных работ составил 20 месяцев. Смещения пород кровли в 20 м перед лавой, в створе с лавой и 100 м позади неё соответственно составили: рамной крепью - 0,31,

0,49, 1,11 м; анкерно-рамной крепью - 0,07, 0,09, 0,21 м (или меньше в 3-4 раза) — рис. 2.

Сближение кровли и почвы выработках составило 750800 мм, из них 65 % смещений приходилось на пучение пород почвы. Конвейерные выработки были пройдены узким забоем и поддерживались позади лавы для повторного использования. Размер зоны опережающего опорного давления лавы составил 120-130 м и в выработке наблюдалось интенсивное пучение почвы, деформация крепи. В 20-30 м впереди забоя лавы производилась подрывка пород почвы на глубину 0,8-1,0 м, сближение кровли и почвы в выработке на линии очистного забоя составило 0,126 м.

Позади лавы интенсивность смещений оставалась довольно высокой, и в 100-150 м производилось перекрепление и вторичная подрывка почвы выработки.

о.ою

0.005

-100 -60 -20 20 60 100 1,

и.

0.375

0.25

0.125

: м Ч'у I 0.015

0.010 0.005

У / Ал

/гЧ

-ЮО

-60

-20

20

60

100

ъя

б

в

Рис. 1. Деформация контуров подготовительной выработки в зависимости от расстояния до очистного забоя: а) - 1 и 2 - сближение (и) и интенсивность деформации (V) пород кровли и почвы; б) - 3, 4 и 5 - опускание кровли, сближение боков и пучение почвы; в) - 6, 7 и 8 -скорость деформации кровли, боков и почвы

Максимальные вертикальные смещения пород кровли впереди линии очистного забоя в 10-20 м от лавы составляли 0,025-0,03 м с последующим затуханием на расстоянии 30—35 м. Смещение пород кровли в поддерживаемой части достигали величины 0,52-0,55м. Величина вертикальных смещений на сопряжении конвейерного штрека с лавой составляло 0,025-0,045 м.

Произведенные расчеты показывают, что с ростом глубины разработки (до 750-800 м), увеличения сечения горных выработок (до 18-20 м2), при сроке поддержания 3-5 лет, вырастут смещения пород кровли (0,3-0,5 м и более), почвы (0,4-0,6 м и более) на их контуре при нагрузке на крепь (до 800-900 кН), что требует повышенной плотности рамной крепи (2,6-2,7 рам/пог. м) и обуславливает повышенные затраты на проведение и поддержание выработок.

Проведенные сравнительные исследования проявлений горного давления в выемочных выработках с различными видами крепления позволили установить характер их эксплуатационной работоспособности. При этом деформации выработок, комбинированной анкерно-рамной крепью, меньше в 4 -5 раз, чем при металлорамной крепи.

Также интенсивно растут смещения пород в выемочных выработках в зависимости от глубины разработки с изменением управляемости в направлении от легкоуправляемых к трудноуправляемым (рис. 3).

Исследование деформационных процессов в эксплута-ционных выработках в зависимости от способа охраны выработки с углублением горных работ показало, что особенно резко возрастают деформации вмещающих пород и нагрузки на крепи подготовительных выработок, расположенных в зоне влияния очистных выработок, и охраняемых угольными целиками. С переходом на нижние горизонты существенно возрастают размеры зон влияния опорного давления, причем наиболее интенсивно начиная с глубины 500 м.

В выработках, охраняемых по способам массив-целик (шириной обычно от 8 до 20 м), целик — целик (шириной 15—25 м) и массив-бутовая полоса (шириной 6—10 м), деформирует крепь, и их приходится за срок службы перекреплять от 2 до 5 раз.

б

50 ЮО 150 200 250 Т

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

50 ЮО 150 200 250

3

1

50 ЮО 150 200 250 Т.ц

Рис. 2. Деформирование массива пород вокруг подготовительной выработки в зоне влияния очистных работ в зависимости от срока их поддержания: а) — сближения боков на участках угольного пласта Д|у и подрывки д|„; б) — опускания кровли Д|1к,; в) — расслоение пород ДНр; при крепи: 1 - рамной; 2 - анкерной; 1 - анкерно - рамной

а

в .н

На рис. 4 приведены средние величины смещения кровли и почвы в выемочных выработках сечением 12-14 м2, закреплённых арочной металлокрепью, со сроком службы 1518 мес. по пластам мощностью от 1,2 до 3,0 м с углом падения до 300 и со среднепрочными боковыми породами) под влиянием очистных работ в створе с забоем лавы в зависимости от глубины их расположения, способа охраны и мощности пласта. С увеличением глубины расположения выработок интенсивно возрастают деформации вмещающих пород с увеличением смещения пород со значительным опережением роста глубины разработки при различной управляемости пород кровли пласта.

На рис. 5 представлены зависимости интенсивности смещений (К) от глубины расположения и площади сечения выработки.

Смещения возрастают с увеличением размеров поперечного сечения выработок, при этом существенное влияние принадлежит ширине поперечного сечения. Смещения убывают с удалением от контура в глубь массива, что свидетельствует о формировании зоны растяжения и ее величина достигает 9 м. Смещения, мм

4500 4000 3500 3000 2 5 0 0 3000 1500 1000 500 О

Рис. 3. Зависимость смещения пород в выемочных выработках от глубины разработки: а) - при легкоуправляемой; б) — при среднеуправ-ляемой; в) - при трудноуправляемой кровле; 1 - арочная; 2 - анкерная; 3 -комбинированная крепи.

/ \ х -—

.Д><5С:1

/ _--

/// О _ ——3

— 3 3

200 400 600 800 1000

Глубина разработки Н ,м

^ость тоста 0,3 — 1,-4 те 15-30 м

Рис. 4. Смещение кровли и почвы в выемочных выработках под влиянием очистных работ, расположенных на различной глубине: 1

— при охране выработки по способу массив — массив, 2 — массив-целик (шириной 8-12 м), 3 — массив-бутовая полоса (шириной 8 — 10 м), 4 -массив — выработанное пространство

К

22 20 1,8 1.6 и 1.2 1,0 о,в

1/

У ^

--

4 5

ширина ОыраВоткц м

12 при гН/ИсжШ 1,0.2 ЗА при 1Н/Иок?ЮЗ;0А

1 2 3 и

Рис. 5. Зависимость интенсивности смещений (К) от глубины расположения и площади сечения выработки: 1,3 — смещение почвы и кровли выработки; 2,4 — смещения боков выработки

На рис. 6 представлена зависимость изменения скорости смещения пород кровли (1) и боков (2) выработки от сопротивления крепи.

о , м м/сут

Рис. 6. Зависимость изменения скорости смещения пород кровли (1) и боков (2) выработки от сопротивления крепи

Оценка нагрузочных характеристик анкерного крепления горных выработок производилось реперными станциями.

Р,КН

Рис. 7. Проявление горного давления при анкерном креплении подготовительных выработок: 1 — стержни круглого поперечного сечения 22 мм; 2 — стержни из арматурной стали 22 мм; 3 — стержни шестигранные; 4 — стержни круглого поперечного сечения с нарезками

Максимальные вертикальные смещения пород кровли впереди линии очистного забоя в 10-20 м от лавы составляли 25-30 мм с последующим затуханием на расстоянии 30-35 м. Смещение пород кровли в поддерживаемой части достигали величины 520-550мм. Величина вертикальных смещений на сопряжении конвейерного штрека с лавой составляла 25-45 мм.

Проявление горного давления при анкерном креплении подготовительных выработок при различных профилях металлических стержней представлены на рис. 7.

Выявленные закономерности смещений, зон трещинооб-разования в зависимости от влияющих факторов позволят устанавливать параметры крепления для повышения устойчивости подготовительных горных выработок, что также позволит разрабатывать новые и адаптировать существующие технологии эффективного и безопасного проведения горных выработок на пологих и наклонных угольных пластах с изменением горно-технологических условий эксплуатации. КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Демин Владимир Федорович — доктор технических наук, профессор, Демина Татьяна Владимировна — кандидат технических наук, старший преподаватель,

Карагандинский государственный университет,

Алиев Самат Бикитаевич — доктор технических наук, профессор, Евразийская экономическая комиссия, заместитель директора департамента, Разумняк Н.Л. — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора «ННЦГП — ИГД им. А.А. Скочинского».

А

Н.Л. Разумняк, Т.В. Демина, 2012

В.Ф. Демин, С.Б. Алиев, Н.Л. Разумняк, Т.В. Демина

ОЦЕНКА ПАРАМЕТРОВ ДЕФОРМАЦИОННЫХ ПРОЦЕССОВ В ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТКАХ ПРИ ПРИМЕНЕНИИ АНКЕРНОГО КРЕПЛЕНИЯ

Исследован характер взаимодействия анкерного крепления подготовительных горных выработок с вмещающими породами и установлена их устойчивость в зависимости от влияющих горнотехнических факторов. Произведена оценка параметров деформационных и геомеханических процессов в подготовительных выработках посредством проведения мониторинга их контуров. Выявлены закономерности изменения деформированного состояния углепородных массивов при применении анкерной крепи в зависимости от горногеологических и горнотехнических условий разработки. Проведенные исследования обеспечивают принятие обоснованных технологических решений по технологии проведение выемочных выработок.

Ключевые слова: подземные выработки угольных шахт, гор-но-геологические и горно-технических условиях ведения горных работ, геомеханические процессы, приконтурный углепо-родный массив.

На угольных шахтах зарубежной практике происходит неуклонное увеличение объемов использования анкерного крепления, доля которого сегодня составляет в Австралии - 87, Китае -83, США -52, России - 60 %, что приводит к снижению расхода металлопроката в 5-6 раз, а также бетона, лесоматериалов; повысить производительность работ при креплении выработок 3-5 раз; повысить темпы проходки в 2-3 раза; вдвое сократить затраты на крепление и поддержание крепи в рабочем состоянии во время эксплуатации. Вместе с тем, объемы применения анкерной крепи на шахтах Карагандинского бассейна в настоящее

время не превышают 35 км (или 54 % от годового объема проводимых выработок).

Причинами ограниченных объемов применения анкерного крепления выработок являются: усложнение горногеологических и горнотехнических условий с переходом на глубину разработки более 600 м. Здесь существенно увеличились размеры зон опорного давления в окрестности очистных выработок и интенсивность проявлений горного давления в выработках. Возросли на 35-40 % площадь поперечного сечения выработок, в особенности выемочных штреков лав, и объемы бесцеликовой охраны выработок на границе с выработанным пространством, с расположением их в зонах сдвижения и обрушения пород соседних отработанных лав; недостаточная изученность геомеханических процессов в породах вокруг выработок на нижних горизонтах и работоспособности анкерной крепи в этих условиях. Препятствием внедрению анкерной крепи на шахтах также является отсутствие нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принимать параметры крепления. Поэтому исследование закономерностей и особенностей деформирования породного массива с учетом времени, прошедшего с момента обнажения пород, вмещающего выработки с анкерным креплением для обоснования его рациональных параметров, являются актуальной задачей.

Процесс деформирования массива, вмещающего горные выработки с анкерной крепью, происходит в следующей последовательности. В период проведения выработки, до момента установки анкеров, происходит образование зоны мгновенного разрушения и перераспределение напряжений, что приводит к развитию фронта разрушения от контура выработки вглубь массива. После установки анкерной крепи разрушение массива замедляется, вплоть до момента образования несущей породно-анкерной конструкции. После этого расслоение пород вблизи контура прекращается, а образованная породно-анкерная конструкция воспринимает на себя нагрузку от разрыхления пород, сдерживает развитие фронта разрушения вглубь массива и смещения пород в направлении контура выработки.

Основной причиной ухудшения состояния подготовительных выработок является снижение отношения прочности пород к геостатическому давлению с ростом глубины горных работ. Дополнительным фактором вредного влияния является наличие целиков и краевых частей угольных пластов, расположенных над выработками. В зоны влияния повышенного горного давления (ПГД), попадает ежегодно от 20—30 % всех поддерживаемых выработок, их состояние оценивается от удовлетворительного до весьма плохого.

Влияние целиков и краевых частей угольных пластов исследовалось для обоснования рациональных способов расположения, охраны и поддержания горных выработок, прогноза и профилактики динамических явлений, управления горным давлением в очистных забоях.

Возможность эффективного применения анкерной крепи определяется целым рядом факторов, связанные с условиями залегания, особенностями технологии разработки, а также с самой технологией анкерного крепления.

Влияющими горно-геологическими факторами при этом являются: глубина залегания, что определяет величину вертикальной и горизонтальной составляющих горного давления; мощность пласта; угол залегания пласта; свойства вмещающих пород. К горно-техническим факторам отнесены: расположение подготовительных выработок относительно очистных забоев и порядок с последовательностью их использования; требуемая форма и размеры поперечного сечения выработки.

Природные факторы включают геологические, тектонические и гидрогеологические условия, которые характеризуются залеганием угольного пласта (мощность, строение и степень метаморфизма) и свойства вмещающих пород (непосредственной и основной кровли и почвы пласта), а также гранулометрический и вещественный составы слагающих зерен и цементирующих их веществ, показателями сопротивления их сжатию, растяжению или сдвигу, нарушенностью и водообильностью, устойчивостью отдельных слоев пород.

Проявления технологических факторов обуславливается глубиной разработки, направлением и скоростью подвигания подготовительных забоев, способами проведения и охраны,

видами крепи и технологической схемой крепления горных выработок.

Основными видами деформаций горных пород являются: обрушение, высыпание, выдавливание, куполение, отжим угля, выбросы угля и пучение пород почвы. Совокупность неблагоприятных факторов (глубина расположения выработки, проведение выработки в зоне повышенного горного давления, увеличение концентрации работ) влияющих на состояние приконтурного массива приводит к ухудшению условий поддержания выработки и практически отсутствующей возможностью ведения горных работ (рис. 1).

д е

Рис. 1. Проявления горного давления при использовании анкерного крепления горных выработок: а - нестабильное состояние кровли выработки; б - панорама укрепления углов выработки; в - купол, образовавшийся в кровле выработки; г - просевшая кровля выработки; д - деформация стержня анкера; е - трещины в кровле выработки

В ходе проведения выработок часто встречаются сложные зоны для ведения горных работ: повышенного горного давления, проезд под ранее пройденными выработками, в непосредственной близости скважин, в зонах геологических нарушений различного характера, потеря устойчивости вмещающих пород, изменение параметров залегания, сбитие с выработками, проникновение воды.

Факторами, влияющими на возможность применения анкерной крепи в подготовительных выработках, являются: прочность закрепления анкеров во вмещающих породах; размеры области опасных деформаций пород вокруг выработок; величина смещения пород кровли, боков за срок службы выработки и предельная величина безопасного смещения (опускания) закрепленных анкерами пород кровли в выработке за срок ее службы.

Подготовительные выработки шахт Угольного департамента «АрселорМиттал Темиртау» прямоугольной, применяемой преимущественно (шириной 5 м и высотой 3,0-3,3 м) и арочной формы (высотой и шириной 4,7х3,3 м) поперечного сечения при комбинированной крепи (конвейерные штреки и бремсберги) закреплены анкерной крепью, который включает 12-14 сталеполимерных кровельных с шагом установки 0,5 между рядами (через один под штрипс) и 0,65 м в рядах и 4-6 стеклопластиковых боковых анкеров, преимущественно под штрипс (швеллер № 10, полосу 150х5 мм) с сетчатой затяжкой типа ММ поддерживаемого пространства. Кровельные анкера типа АМВ длиной 2,4 м, а боковые типа Ам длиной 1,6 м под углом 35-40° к напластованию, устанавливаемые с сеткой 1х1 м для полного заполнения шпура на 4 химические ампулы АМК-М. При арочной форме выработок применяется комбинированная крепь, состоящая из металлоарочной крепи из арок СВП 27 через 0,5 м и анкерной через 0,5 м в количестве 9 кровельных и 2 боковых (длиной 1,8 м) анкеров или без них с затяжкой металлической сеткой. В ослабленных зонах или с неустойчивыми боковыми породами дополнительно

устанавливаются боковые стойки из профилей СВП27 с закреплением анкерами к бокам выработки через 1м.

Прочность пород кровли изменяется от 20 до 40 МПА. Объем крепления составляет при проведении при креплении анкерной крепью в чистом виде полевых выработок 100-140 м/мес., пластовых 130-200 м/мес. — по углю на невыбросо-опасных забоях и 90-120м/мес. — по углю на выбросоопас-ных забоях, 120-180 м/мес. — по смешанным забоям. Объем крепления составляет при проведении при креплении смешанной крепью полевых выработок 60-100 м/мес., пластовых 140-200 м/мес. Для разрезных печей (размеры ширина - 6,5 м, высота 2,5 м) темпы проходки 50-80 м/мес. Срок службы выработок составляет 3-4 года.

В тех случаях, когда применение анкеров нецелесообразно (трещиноватые, неустойчивые, обводненные породы, наличие тектонических нарушений и др.), применяются другие способы усиления крепи. Вместе с тем анкерная крепь может эффективно применяться не только в выработках, сохраняемых повторно, но и в погашаемых за лавой или проводимых вприсечку к выработанному пространству в тех случаях, когда условия ее применения соответствуют горногеологической обстановке.

Для установления влияния горно-технологических факторов и параметров заложения выработок относительно элементов залегания угольных пластов на их устойчивость на шахтах Угольного департамента АО «Арселор Миттал Те-миртау» были проведены наблюдения 28 выработок (шахты им. Кузембаева, им. Костенко, «Саранская», «Тентекская», «Абайская», «Шахтинская», им. Ленина, «Казахстанская») (табл. 1).

Анализ результатов производился с учетом следующих факторов:

- расположение выработки: в целике, в присечку, в зоне влияния очистных работ, вне ее;

- вид крепления: металлическое рамное, смешанное (ме-талло-анкерное) и анкерное.

Анализ и обобщение состояния подготовительных выработок шахт бассейна показали, что на стадии проходки при-

мерно в 25-30 % из них происходят опасные деформации и потери устойчивости породных обнажений, в этом числе 40 % из них вне зоны влияния очистных работ и 60 %-в зоне влияния. Потери устойчивости породных обнажений приводят к снижению скорости проведения выработок на 4045 % и увеличению Таблица 1

Плотность установки анкерного крепления в зависимости от площади поперечного сечения горной выработки

Пло щадь сече- Количество анкеров на м2, анк/км2 1,0 1,25 1,35 1,5 1,75 1,85 2,0

ния Расстояние 1,0 0,9 0,85 0,8 0,75 0,72 0,7

выра- между анке-

ботки в рами в ряду и

рядами анке-

свету, ров, м

м2

12,8 14,4 17,6 20,3 анкеров в ряду, анк/м анкеров, анк на 1 м, анк/м анкеров: в ряду, анк/м анкеров: в ряду, анк на 1 м, анк/м анкеров в ряду, анк/м анкеров, анк на 1 м, анк/м анкеров в ряду, анк/м анкеров, анк на 1 м, анк/м 4,0 4,0 5,0 5.0 5,0 5,0 6,0 6,0 4,0 4,4 5,0 5.6 6,0 6.7 6,0 6.7 5,0 5,9 5,0 5,9 6,0 7,0 7,0 7,9 5,0 6,2 6,0 7,5 6,0 7,5 7,0 8,8 5,0 6,7 6,0 8,0 7,0 9,4 8,0 10,6 6,0 8,4 7,0 9,7 7,0 9.7 8,0 11,1 6,0 8,6 7,0 10,0 7,0 10,0 8.0 11,4

расхода крепежных материалов. Кроме того, 35-40 % несчастных случаев на горно-подготовительных работах обусловлены потерей устойчивости породных обнажений и обрушением пород кровли, и боков выработок.

На рис. 2 представлена динамика конвергенции выработки в зависимости от типа крепления.

а

250 i 200

о

50

0 50 100 150 200 250

Время поддержания выработки в сутках

б

Рис. 2. Динамика конвергенции выработки в зависимости от типа крепления: а - смещения контуров: 1 - анкерная крепь; 2 - комбинированная крепь; 3 - усиленная в зонах нарушений или опорного давления; б - геомеханика смещений вокруг выработки

/

/ 1

С ростом глубины разработки (до 750-800 м), увеличения сечения горных выработок (до 18-20 м2), при сроке поддержания 3-5 лет, растут смещения пород кровли (0,3-0,5 м и более), почвы (0,4-0,6 м и более) на их контуре при нагрузке на крепь (до 800-900 кН), что требует повышенной плотности рамной крепи (2,6-2,7 рам/пог. м и применения смешанного крепления) и обуславливает повышенные затраты на проведение Таблица 2

Ожидаемые смещения кровли и почвы в выработках

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Характер проведения Расчетные значения

выемочной выработки Чоч, мм/сут Чу, мм/сут Ro1, мм Ro2, мм Rа, мм Rо, мм

Пройденная в массиве 0,6 - 60 - - 250

Присечная 1,2 - 110 - - 500

Оформляемая за лавой - 1,5 - 110 160 680

Поддерживаемая за лавой 0,60,9 0,8 - 1,6 60 110 140160 850

горных выработок: где ^ и Уу — скорость смещений пород, соответственно, вне зоны влияния очистных работ и в зоне установившегося горного давления; И01, Я02, Ка, Ко — смещения пород в зоне, соответственно, временного опорного давления впереди первой, второй лавы; активных сдвижений кровли за первой лавой; общая величина ожидаемой конвергенции (табл. 2).

Результаты исследований свидетельствуют о более сложных условиях поддержания выработок, формируемых позади лавы в 1,3-2,5 раза и повторно используемых 1,7-3,5 раза по сравнению с присечными и выработками, пройденными в угольном массиве. Если давление вдоль выемочной выработки возросло, например, на 60 МПа, то конвергенция составляет в отстающей выработке 16 %, в выработке, пройденной одновременно с лавой растет на 26 %, а в опережающей выработке - около 37 % первоначальной высоты. Отстающая выработка имеет более высокое сопротивление при

возрастающем давлении, чем другие выработки и крепь в ней в два раза устойчивее, чем при опережающей выработке.

Установлено влияние плотности установки анкеров на развитие вокруг выработки деформаций при влиянии фронта очистных работ воздействием анкерной крепи путем создания вокруг выработок упрочненной зоны.

Установлено, что на пучение пород почвы существенное влияние оказывает применение анкерной крепи в комбинации с металлоарочной податливой крепью. В выработке с комбинированной и анкерной крепью пучение составило 0,10,15 м, а в выработке с металлоарочной крепью (МРК) — 0,40,5 м. Опускание кровли при этом в обоих случаях мало отличается и составляет 1,0-1,1 м.

Начало интенсивных смещений пород наблюдаются на расстоянии 80-120 м от лавы (при максимуме нагрузки 250 — 350 кН и допустимой 260 кН, при шаге крепи МРК- 0,95 м) от линии очистного забоя с максимальным смещением кровли 0,5-1,1м по кубической параболе при изменении мощности пласта от 1,5 до 4,0 м. Смещения боковых стенок на 20-45 % меньше смещений кровли. При этом смещения боков со стороны выемочного столба на 25-45 % больше, чем со стороны нетронутого массива.

Расслоение пород на глубине 2,0-2,5м составило 0,20,25 м при мощности пласта 1,5-2,0м и соответственно 0,5-0,55м при мощности пласта — 3,5-4,5м.

Нагрузка на крепь при мощности пласта 2,0 и 4,0м составили со стороны кровли 50 и 80 кН, со стороны выемочного столба 45 и 70 кН, со стороны нетронутого массива 40 и 65 кН (меньше на 7-8 %). Трещинообразование на пластах мощностью 1,5-2,0 м и 3,5-4,0 м развивалось под влиянием опорного давления на глубину 2,5 и 4,5 м, в боках — 0,9 м и 1,2-1,7 м с расстоянием между трещинами 0,1-0,3м, что позволяет применение анкерной крепи длиной 2,3-2,4м с установкой ее под углом к напластованию.

Анкерное крепление позволяет снизить смещения кровли (рис. 3, а, б) и почвы (рис. 4, а, б) соответственно в 1,8 и 2,0, а коэффициент уменьшения смещений почвы и кровли выработки соответственно в 0,55 и 0,45. Установка анкеров

уменьшает смещения пород кровли и почвы, за счет уменьшения размеров зон расслоения в среднем в 1,5 раза. Плотность установки анкеров в пределах рассматриваемых изменений (0,8-1,2 анкер/м2) не существенно влияет на деформацию выработок.

При повышении прочности пород непосредственной кровли за счет крепи усиления в виде анкерной крепи, растет прочность вмещающих пород за счет их «сшивки» анкерами

а

ик,м

0,8

I ^11

50

150 Ь,м

4 3 2

Ч. х. а с в

0.4

00

б

0,35 0,7 ик,м

Рис. 3. Зависимость коэффициента влияния анкерования ^к — б) на смещения пород кровли ^к — а) от расстояния от лавы к плотности установки анкеров (Па, анкер/м2): I - с металлоарочной (МРК); II - с анкерной и МРК, Па: а - 0,8; б - 1,0; в - 1,2

а

и.М

1,0

0,5

50 100 150 Ь,м

б

Un,M 0,6

0,3

4 3 2 ^____ • ' 1

ЧХ

Ч •,. \ а 6 в

0,6 1.2 ип,м

Рис. 4. Зависимость коэффициента влияния анкерования на смещения пород почвы от расстояния от лавы ^, м): 1 - в створе с лавой; 2 - в 40 м; 3 - в 80 м; 4 - в 120 м

(увеличилась в 1,2-1,3 раза). Величина общей деформации боков выработки при металлоарочной крепи составляла в среднем 0,55 м или в 2 раза больше деформаций, чем при анкерной усиливающей крепи. Проведенные исследования показали эффективность крепления подготовительных выработок комбинированной анкерно-арочной крепью для обеспечения их устойчивости поддержания, так как этих условиях максимальные смещения боков выработки в 3 раза, а пучение пород почвы в 4 раза меньше, чем при применении только металлоарочной крепи, еш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Демин Владимир Федорович — доктор технических наук, профессор, Демина Татьяна Владимировна — кандидат технических наук, старший преподаватель,

Карагандинский государственный университет,

Алиев Самат Бикитаевич — доктор технических наук, профессор, Евразийская экономическая комиссия, заместитель директора департамента, Разумняк Н.Л. — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора «ННЦГП — ИГД им. А.А. Скочинского».

С.Б. Алиев, Долгоносов В.Н., К.К. Кушеков, Н.Л. Разумняк, Г.А. Пак

МЕТОДИКА РАСЧЕТА ШАГОВ ОБРУШЕНИЯ КРОВЛИ И ПРОГНОЗА ГАЗОВЫДЕЛЕНИЯ

В результате выполненных исследований разработана методика, алгоритм и компьютерные программы, которые позволяют определить значения первичного и последующих шагов обрушения на всю длину выемочного столба, либо на какой-либо участок отработки лавы. Разработанная методика также позволяет выполнить расчет прогноза газовыделения по любому участку.

Ключевые слова: аналитическое моделирование, напряженно-деформированное состояние, технология, приконтурный массив горных пород, крепление горных выработок.

Щ сследования и многолетние наблюдения на шахтах

шгя Карагандинского угольного бассейна, а также выполненный в дальнейшем анализ полученных результатов, позволили выявить общие закономерности развития процесса сдвижения внутри массива горных пород при его подработке во взаимосвязи с газовыделением и газодинамическими процессами. Концентрация метана на исходящей струе лавы по данным аэрогазового контроля имеет максимумы (всплески).

Известно, что процессы обрушения основной кровли, сдвижения горных пород и сопутствующие им объемы газовыделения имеют периодический характер с общим, единым периодом, который определяется шагами обрушения основной кровли. По мере подхода лавы к точке обрушения возрастает нагрузка кровли на призабойную часть пласта и происходит «отжим» газа в выработанное пространство и увеличение его концентрации на исходящей струе. После обрушения нагрузка на пласт уменьшается, что проявляется в резком снижении газовыделения при нормальной работе системы проветривания.

Обрушения основной кровли являются мощным источником энергии, которая распространяется в окружающем породном массиве и поглощается им. Неоднородность массива горных пород, наличие нарушенных и ослабленных зон приводит к особенностям распределения энергии обрушения в массиве, которые выражаются в их разрушении и концентрации энергетических потенциалов в окрестностях данных областей.

Таким образом, причиной и энергетическим источником всех геомеханических и газодинамических процессов в шахте являются периодические зависания и обрушения крепких пород основной кровли и «пород-мостов», участвующих в процессе сдвижения.

Вопросами расчета и прогнозирования шагов обрушения основной кровли занимались В.Д. Слесарев, А.А. Борисов и многие другие исследователи, которыми разработан целый ряд методов и формул для расчета первичного и последующих шагов обрушения.

В результате выполненных исследований авторами разработана методика, алгоритм и компьютерные программы, которые позволяют определить значения первичного и последующих шагов обрушения на всю длину выемочного столба, либо на какой-либо участок отработки лавы. Разработанная методика также позволяет выполнить расчет прогноза газовыделения по любому участку.

Проведенные аналитические расчеты получили хорошее практическое подтверждение. На основе богатого практического материала можно утверждать, что процесс обрушения основной кровли неразрывно связан с газодинамическими явлениями, является их причиной. Предлагаемая методика позволяет определить величину абсолютного газовыделения при заданных нагрузках на очистной забой.

Первичный шаг обрушения при горизонтальном залегании пласта и отсутствии непосредственной кровли определяется по формуле

L = h ,

1 I .е.

2- (1) _ega . (1)

yH

где Н - глубина разрабатываемого пласта, м; h - мощ-

/ .ё.

ность основной кровли, м; а - предел прочности пород

ёда.

при изгибе, Па; у — объемный вес пород, Н/м3.

В общем случае, при наличии непосредственной кровли и наклонном залегании разрабатываемых пластов (до 350) формула примет вид

L = (Л + Л )

1 í .ё. / .ё.

2 а

еда пб . (2)

у-Н •COSa•k

где Л - мощность непосредственной кровли, м; Л -/ .ё. / .ё. мощность основной кровли, м; а — угол падения пласта,

град; к — коэффициент надработки (в случае надработки и восстановления геостатического давления к = 0,9), в нетронутом массиве к = 1; а — средневзвешенный предел

ёда.пд

прочности пород при изгибе, Па.

Предел прочности пород при изгибе аёда можно принимать равным пределу прочности пород ад при растяжении

вдоль слоистости.

Средневзвешенный предел прочности пород при изгибе определяется по формуле проф. Ж.М. Канлыбаевой

а = 20 + 0,17-а , кг/см2; (3)

ёда.пд п&.пд

где а — средневзвешенный предел прочности пород

п&.пд

основной и непосредственной кровли на сжатие, кг/см2; Вторичные шаги обрушения вычисляются по формуле

I = (Л + Л

2 н.к. о.

2-а

изг. ср (4)

3 у Н -еоБа-к

Следует обратить внимание, что формула (3) имеет внесистемную (система СГС) размерность (кг/см2) для удобства практического применения, так как прочностные характеристики горных пород в большинстве литературных источников приведены в этой размерности. Для дальнейших расчетов необходимо перейти в систему СИ.

Если а задан в МПа, то формула (3) примет вид

п&.пд

а = 2 + 0,17 -а , МПа. (5)

ёдэ.пд п&.пд

Область применения разработанной методики:

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

— очистные забои с труднообрушаемой кровлей при значениях угла наклона пласта до 35° в условиях нетронутого массива (одиночная лава);

— очистные работы при отработке вышележащего пласта, где процесс сдвижения дошел до поверхности и полностью завершен, восстановлено исходное геостатическое давление;

— очистные забои, примыкающие к ранее отработанным лавам (спаренные, строенные).

Методика расчета позволяет решать следующие задачи:

1) определение значений первичных шагов обрушения при заданных горно-геологических условиях и технологических параметрах;

2) определение значений последующих шагов обрушения на всю длину выемочного поля или на какой-либо участок отрабатываемой лавы;

3) вычисление суммарного объема выделившегося метана на добычном участке по мере движения очистного забоя;

4) выполнение расчетов динамики газовыделения после каждого шага обрушения;

5) исследование зависимостей геомеханических процессов (шагов обрушения, параметров сдвижения в массиве) от длины лавы;

6) определение областей эффективного газоудаления;

7) определение границ зоны сдвижения горных пород в массиве.

Для выполнения расчетов необходимы следующие исходные данные:

1) Планы горных работ по участку в масштабе 1:2000;

2) Геологические разрезы по простиранию и падению в масштабе 1:500 — вертикальный, 1:5000 — горизонтальный, с полной информацией по скважинам с указанием мощности слоев, крепости горных пород, природной газообильности;

3) Горно-геологические и технологические данные (длина лавы, протяженность столба, угол наклона лавы, мощность пласта, объемный вес угля, глубина горных работ, плановая добыча лавы, планируемый объем подачи воздуха в лаву, производительность дегазационной системы на участке, тип механизированного комплекса);

4) Углы полных сдвижений массива для условий разрабатываемого участка.

По разработанной методике был выполнен прогноз шагов обрушения и объемов газовыделения по лаве 62К-10В на шахте «Саранская» Карагандинского бассейна. Дальнейшие наблюдения подтвердили достоверность прогнозов.

Лава 62 К-10-В, начало отработки — август 2000 г, комплекс 2КМ-144; средняя глубина отработки Н ср= 575 м; угол падения а =140; длина лавы Lë¿¿Q = 174 м; непосредственная кровля (аргиллиты): средняя мощность = 3,0 м; предел прочности на сжатие а^, = 25 МПа; основная кровля

(песчаник): средняя мощность =28,5 м; а^ = 62 МПа.

1) Определяем величину а^^ :

а^ =20+0,17 а^ = 20+0,17 х 584 = 119,4 2=1194

2) Определяем величину первичного шага обрушения по формуле (2)

= 11,94 МПа.

где h,ё — мощность непосредственной кровли, м; h!ё-мощность основной кровли, м; уи - средний объёмный вес

горных пород, 3; Н ю - средняя глубина лавы от поверхности, м; а - угол падения лавы, град; а^, - прочность пород на сжатие, Па; к1йаб - коэффициент надработки, равный 0,9 — 1,0; к!Ш =1,0 — при отсутствии надработки; к!Ш = 0,9 — если произошло полное оседание массива до поверхности. Подставив исходные данные в формулу (2), получим

2-1194 I-

Ь = (3,0 + 28,5) I-0-= 31,5^/1,91076 = 43,5 м.

1 \2,5-575-сс^14° -0,9 ^

Фактическое обрушение, по данным маркшейдерских замеров, произошло при отходе лавы от целика на 42,6 м.

Определим последующие вторичные шаги обрушения по формуле (4)

= + ^ )

аеда №

I

р Уп,Нп} ссэа - кШд Подставив численные значения, получим

Ь = (3,0 + 28,5) / 1194 = 17,8 м.

2 )/3-2,5-575-CCS140 -0,9

Эту же величину можно получить и из формулы

Ь 43,5

ь = —^ = 0,41 - ь - 17,8 м.

2 2,45 1 2,45

Строим вертикальный разрез в масштабе 1:2000 (рисунок 1). Наносим геологию толщи массива горных пород с указанием глубины, мощности, углов сдвижения, углов залегания, крепости «пород — мостов».

Выделяем слои монолитных песчаников мощностью более 15 м. Производим расчёт величины предельного шага обрушения по каждому слою

ЬГ6аа = ^ё

2 ^ (6)

уН, COSа

По первому слою:

L = h

1 Гдаа I ё 1

V

2 а

:28,0

2 1220

= 40,0 м.

у-Н1 • COSа ^2,5 • 575 • соз13°

Здесь предел прочности при изгибе определен в соответствии с формулой проф. Ж.М. Канлыбаевой (3)

а = 20 + 0,17-а = 20+0,17 х 600 =122,0 кг/см2

ёда.пд 1 п&.гд 1

или 1220 тн/м2.

Рис. 1. Разрез по простиранию лавы 62 К-10В

Аналогично по следующим слоям:

L = h ,

2/ два Гё2

L = Л

3 / два I ё3

V

L = Л

4 / два I ё 1

I = л ,

5 / два ¡ё 5

L = Л <

6 / два ¡ё 6

2 а ёда 2

¡У Н2- сова

2 а ёда 3

У Н3- сова

2 а ёда 4

у Н4- сова

2 а ёда 5

у Н5- сова

2 а ёда 6

у Нс - сова 6

= 17,0

= 48,0

= 35,0

=42,0

:20,0

2-1220 '2,5 - 552 - сов130

2-1220

2,5 - 420 - сов130

I 2-1220 '2,5 - 420 - cos130

I 2-1220 '2,5 - 380 - сов130

= 22,9 м.

= 68,1 м.

= 54,0 м.

= 68,2 м.

2-1220

= 36,6 м.

2,5 - 299 - сов13

0

Первичное обрушение произойдет при отходе от целика монтажной камеры на 43,0 м. Вторичные шаги обрушения периодически будут происходить через каждые 17-18 м на протяжении 650 м. Затем шаг вторичного обрушения станет 27,0 м (в целике). Наблюдения за работой лавы 62 К-10-В позволили выявить средние (через 54,0 м), сильные (через 108 м) и очень сильные (через 216 м) интервалы обрушения основной кровли.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

При очень сильных обрушениях угольный забой раздавливался наперед до 8 м, а высота купола обрушения превышала 4 м. В зонах первичного и вторичного обрушения основной кровли происходило разрушение средней части (по высоте) угольного пласта, вывалы из груди забоя и интенсивное куполообразование.

На рис. 2 и 3 представлены графики, сопоставляющие интенсивность газовыделения и нагрузку на лаву 62К-10В шахты «Саранская». Вертикальные линии на графиках соответствуют датам обрушений.

Ноябрь 2000 г.

8000

6000

1 Ц 4000

л ° 3000

х т

В- 2000

л X

1000 0

1 . 1

\ / VI Г \ \

V \ у

\ А 1

и ] . и

■ 1 к

1 1

-1 4- -4— 1

10 15 20

♦ Dоч " Обрушение

25

30

Рис. 2. График нагрузки на очистной забой 62К-10В за ноябрь 2000 г.

Ноябрь 2000 г.

30

25

V Г V

V? V /V

' , 9 1—1

4- 1— и

10 15 20

♦ Jоч " Обрушение

25

30

Рис. 3. График метановыделения по лаве 62К-10В за ноябрь 2000 г.

На краях очистных участков в зоне совместного действия опорного давления лавы 62К-10В и лавы 63К-10В отмечены деформации угольного пласта глубиной до 15-20 м (рис. 4). Конвергенция почвы и кровли достигала 0,5-1,0 м, а мощность пласта уменьшалась с 4,6 до 2,8 м.

0

5

0

5

Рис. 4. Деформации угольного пласта в зоне совместного действия опорного давления лавы 62К-10В и активного лавы 63К-10В

Таблица

Сравнение фактических и прогнозных значений шагов обрушения основной кровли по лаве 62 К10-В шахты «Саранская»

№ Дата обрушения Фактическое расстояние от целика монтажной камеры, м Прогноз, м

1 18.09.2000 г. 42,6 43,5

2 05.10.2000 г. 95,0 94,4

3 23.10.2000 г. 131,0 128,7

4 13.11.2000 г. 216,0 214,1

5 28.11.2000 г. 269,0 265,0

6 21.02.2001 г. 326,0 332,4

7 08.03.2001 г. 386,0 382,7

8 23.03.2001 г. 432,0 432,6

Для предотвращения завалов и уменьшения отжима угля, как вынужденную меру при прохождении точки обрушения, предложено снизить вынимаемую мощность до 3,50 м, что позволит значительно улучшить работу лавы.

Следует отметить высокую сходимость вычисленных и фактических данных, расхождения между ними не превышают 2,5 %.

Первое обрушение основной кровли слоя № 1 произошло при отходе лавы от целика монтажной камеры на расстояние 43,5 м (рис. 1, таблица); при отходе лавы на 95 м обрушились породы до слоя кровли № 2; при отходе лавы на 131 м обрушились породы до слоя кровли № 3; при отходе лавы на 216 м обрушился слой крепких песчаников № 3; при отходе лавы на 270 м обрушились породы до слоя № 4; при отходе лавы на 324 м обрушился слой № 4 до слоя № 5; при отходе лавы на 378 м обрушился слой № 5; при отходе лавы на 432 м обрушились породы до слоя № 6.

Проверка достоверности прогноза произведена авторами и сотрудниками шахты. Фактические значения шагов обрушения зафиксированы и соответствующим образом документально подтверждены маркшейдерской и геологической службами шахты «Саранская».

Результаты выполненных предварительных расчетов получили хорошее практическое подтверждение. Максималь-

ное расхождение не превышает 5 % и находится в пределах точности инженерных решений.

Совмещение графиков динамики метановыделения с фактическими шагами обрушений убедительно подтверждают принятую гипотезу о взаимосвязи между геомеханическими процессами (обрушением кровли) и газовыделением.

После обрушения основной кровли выделение метана должно резко снижаться. Если после обрушения объем мета-новыделения не снижается, то это свидетельствует о неэффективной работе системы дегазации, т.е. объем поступающего в лаву метана больше, чем производительность всех средств дегазации.

Причины неэффективности работы системы дегазации могут быть следующие: сбои или остановки на вакуум-насосных станциях, неэффективная работа вертикальных скважин, срез или выход ее из строя, переходы от одного вида дегазации на другой и т.д.

По данной методике были выполнены расчеты первичных шагов обрушения основной кровли для многих лав угольных бассейнов стран СНГ (более 30 примеров). Отмечена достаточно высокая сходимость результатов с практическими данными. Расхождения не превышают инженерной точности расчета (в пределах 5-10 %). По нашему мнению расхождения связаны с недостаточной точностью исходных данных, таких как предел прочности на сжатие.

Разработанная методика расчета шагов обрушения и газовыделения может применяться на всех стадиях освоения угольного месторождения: при проектировании, строительстве и эксплуатации шахты. Её использование позволит достичь максимального экономического эффекта, а главное — обеспечить безопасность эксплуатации месторождений за счет объективного прогноза газовыделения и знания времени и места опасных периодов, связанных с обрушением основной кровли.

Выполненные исследования и наблюдения позволили выявить закономерности периодических обрушений основной кровли в зависимости от геометрических размеров очистного

забоя, его подвигания, угла падения пласта, прочности пород основной кровли и глубины разработки. Кроме того, установлена неравномерность проявления горного давления, связанная с шагами обрушения основной кровли.

Повышенное метановыделение из выработанного пространства, которое усиливается при подходе к точке обрушения, вызывает отключение аппаратурой газового контроля электроснабжения забоя (до 30-40 раз в сутки), что отрицательно влияет на ритмичность работы лавы. В этих условиях принципиально важным является достаточно точное предвидение интенсивности метановыделения на различных участках выемочного столба для принятия адекватных решений. Недостаточная точность прогноза газовой обстановки на разрабатываемом участке приводит к ошибкам на стадии проектирования и потере темпов добычи.

Методика прогноза газовыделения позволяет рассчитывать значение абсолютного газовыделения при заданных (плановых) нагрузках на очистной забой и получить прогноз метанообильности и газодинамической опасности разрабатываемых лав. Установлено, что наибольшей информативностью обладают показатели, основанные на определении максимального газовыделения в процессе выемки.

С учетом данных прогноза газообильности должны уточняться технические и технологические решения по безопасности и рассчитываться максимально допустимые нагрузки на очистной забой. На основе прогноза можно определить необходимую производительность дегазационных систем по условию проветривания и спланировать график загрузки системы утилизации каптируемого метана. Прогноз газообильности необходимо использовать начиная со стадии проектирования вентиляции угольных шахт, еш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Алиев С.Б. — доктор технических наук, профессор, Евразийская экономическая комиссия, заместитель директора департамента, Долгоносов В.Н. — доктор технических наук, профессор Карагандинского государственного технического университета,

Кушеков К.К. — кандидат технических наук, докторант, Российский университет дружбы народов,

Разумняк Н.Л. — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора «ННЦГП — ИГД им. А.А. Скочинского», Пак Г.А. — горный инженер, УД АО «АрселорМиттал Темиртау».

М.В. Писаренко

УГОЛЬНАЯ ПРОМЫШЛЕННОСТЬ РОССИИ В ДОЛГОСРОЧНОЙ ПЕРСПЕКТИВЕ

Анализ тенденций заложенных в Долгосрочной программе развития угольной промышленности России на период до 2030 года, мировых тенденций добычи и потребления угля с оценкой экспортного потенциала российского угля. Ключевые слова:энергетический уголь, коксующийся уголь.

Россия обладает огромными ресурсами разнообразных по качеству углей, от бурых до антрацитов. Общие ресурсы оцениваются 4 089 млрд т, а балансовые запасы составляют около 272,7 млрд т [1]. Преобладающую долю ресурсов составляет энергетический уголь — 3641,9 млрд т (89 %) и только 445,6 млрд т (11 %) — коксующийся уголь[1].

В территориальном отношении 66 % угольных ресурсов сосредоточено в Западной и Восточной Сибири , 28 % — в Дальневосточном регионе и около 6 % в европейской части и на Урале [1]. Таким образом, Россия обладает огромным потенциалом наращивания объемов добычи угля в Сибири и на дальнем Востоке.

Основным угледобывающим бассейном, на долю которого приходится около 57-58 % добываемого угля в России, является Кузнецкий угольный бассейн. Согласно «Долгосрочной программе..» планируется увеличить добычу угля в Восточной Сибири и на Дальнем Востоке с созданием новых угледобывающих центров в этих регионах. Доля этих регионов в общей добыче угля по России возрастет с 35,7 % в 2011г до 47 % к 2030 году. Хотя Кузнецкий угольный бассейн по прежнему останется основным угледобывающим центром, его вклад в общую добычу снизится с 58 до 46 %, а объем добычи составит 197 млн т в 2030 г( в 2011 году -194 млн т).

В принятой стратегии социально-экономического развития Кемеровской области до 2025 года (2009 г) прогнозный объем добычи в Кузнецком угольном бассейне определен в 260-

270 млн т. Данная программа была разработана согласно инвестиционным

планам угледобывающих предприятий и заложенным в проекте ЭС-2030 тенденциям, по-видимому, требует серьезной переработки.

Основной объем потребления угля внутри приходится на тепловые электростанции и коксохимические заводы. Однако доля выработки электроэнергии с использованием угля снижается, несмотря на принятые программы [2, 3], в которых заложена тенденция к увеличению угольной генерации и опережающий рост цен на природный газ (соотношение цены потребления в уголь: газ в 2010 г составило 1:1.5). По данным Минэнерго в 2011 году было введено в эксплуатацию 5,8 ГВт генерирующих мощностей, в основном газовых (около 70 %), а доля угля в выработке электроэнергии на ТЭС снизилась на 1,4 % (рис. 2).

Ожидается, что потребление российского угля на тепловых электростанциях должно увеличится с нынешних 96 млн т до 120 млн т [1]. Однако в 2011 году эти потребности составляли 126,5 млн т, из них около 30 млн т это импортный уголь. Прогнозируемый рост потребления российского угля электростанциями будет происходить, по-видимому, в основном за счет вытеснения импортного, так как существенного

увеличения ввода новых мощностей угольной генерации не предвидится. В разработанной в 2011 году программе «Модернизации электроэнергетики

Основной Основной Основной Основной

I-

ёсновной 2

Основной Основной Основной Основной

Основной Основной Основной Основной Основной Основной Основной

Годы

1 ..)/!■,■ К I рек ЮпичИ 3 " • ^ I.

2 Пр.''!,]. ! и-:;, 4 . Э.^ЛГ";^-

- -

4

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

4

3

1

Рис. 2. Фактическое и прогнозное потребление российского угля

России на период до 2020 года», предполагается ввод 10,8 МВТ новых генерирующих мощностей на угле, при этом за это время будет выведено около 6,1 МВт физически и морально устаревших. Таким образом, прирост угольной генерации к 2020 года составит около 4,7МВт, что незначительно увеличит потребности ( до 10 млн т.)

Добыча коксующихся углей в России, в последнее десятилетие претерпела незначительные колебания, и составляла порядка 61-70 млн т. Колебание объемов добычи в основном зависело от спроса и цены коксующихся углей на внешнем рынке.

Потребление коксующихся углей на внутреннем рынке определено имеющимся спросом со стороны черной металлургии и уже длительное время сохраняется на постоянном уровне 40-47 млн т. Эти потребности сбалансированы и полностью удовлетворяются, в основном за счет добычи коксующихся углей в Кузнецком бассейне (80 %). Ожидать заметного роста потребления коксующихся углей в ближайшие годы на внутреннем рынке нет оснований, ввиду постоянного совершенствования металлургического производства в части сокращения удельного расхода кокса. Кроме того в ближай-

шей перспективе существенного увеличения ввода новых коксовых батарей не планируется. Поэтому общий объем потребления коксующихся углей на внутреннем рынке сохранится на достигнутом уровне вплоть до 2030 года (рис. 2).

Ожидается, что после 2025 года около 10-15 млн т угля будут использоваться для глубокой переработки угля с получением жидких углеводородов и других продуктов.

Прогнозный объем потребления российского угля внутри страны составит около 220 млн т к 2030 г, т.е. рост около 32 млн т за 20 лет. (для справки — В 2011 году поставки российского угля составляли 188 млн т, а общее потребление угля внутри страны с учетом импортных поставок — 220,5 млн т). Доля поставок угля на внутренний рынок к 2030 году уменьшится, составив 56 % от суммарного потребления. Таким образом, в программе [1], весь прогнозируемый прирост добычи угля связан с экспортом (рис. 2).

Анализ мировой добычи угля за последние 10 лет показывает его рост с 4,5 до 7,6 млрд т в год (темп роста около 5 % в год). В 10 ведущих угледобывающих странах мира (Китай, США, Индия, Австралия, Индонезия, Россия, ЮАР, Германия, Польша и Казахстан) добывается 90 % мировой добычи угля. Лидером в этом списке является Китай, который увеличил добычу за 10 лет на 2 млрд т и долю в мировой добыче с 25 % до 45 %. Индия и Индонезия увеличили добычу угля более чем 230 млн т, несколько уменьшилась добыча угля в Германии.

В мировом топливно-энергетическом балансе первичных источников энергии доля угля увеличилась c 24 % в 2001до 30,3 % в 2011 году. В России доля угля в балансе потребления первичных топливных ресурсов — одна из самых низких в мире — 15,8 % и до 2030 г уменьшится до 15 %, в США — 22,1 %, в Китае — 70 %, в Польше — 58,2 %, в Германии — 25 %, в Японии — 24,6 %. Около 42 % произведенной электроэнергии в мире — угольная генерация [5].Уголь на протяжении нескольких лет остается самым быстрорастущим источником первичной энергии.

Годовой объем торговли каменным углем в мире составляет около 15 % от объема мирового производства (рис.3). Объем торговли энергетическим углем за 10 лет вырос более

чем 2 раза и составил в 2011 г. около 861 млн т , коксующимся углем в 1,4 раза и составил 276 млн т [5].

Рынок коксующегося угля является более стабильным, объемы его торговли долгое время находились на уровне 200 млн т, и в последнии годы увеличились в связи с возросшим спросом со стороны развивающихся стран, прежде всего Китая (рис. 3).

Основной Основной

п Основн©йновной °СНОВНОЙ Й ---

Основной Основной Основной Основной

—ОсноциЙР^* Основн8йновнвЙновной

•ОЕмВ^ГГ |0СП

Основ <вйнрНОЙ|®Ш1 ©В вйн

ов Йй"!Й <'

.о**" .о .о^ .о4"' о^ ,о'к Л'1' .О4"1 В"" Г,""

№ ОЛ (У ОЛ вГ « » О. С.

О О О О О О о ^^т Всего Калленный энергетический

л? „ „

(-О

О О Ос -Коксующийся

О" О -Бурый

Рис. З.Динамика объемов мировой торговли углем

На мировом рынке угля наблюдается перераспределение экспортных поставок, уменьшается объем потребления угля в развитых странах входящих в ОЭСР (Организация экономического сотрудничества и развития), и увеличивается в развивающихся странах АТР (Азиатско-тихоокеанский регион). Так Китай из страны крупного экспортера угля, в связи с ростом его внутреннего потребления, прекратил поставки, и стал самым крупным импортерам угля. В 2011 году объем импортного угля в Китай составил 190 млн т (из них 38 млн т коксующиеся угли)[5], а к 2015 году оцениваются в 227 млн т. В планах Китая ввести до 2035 года 600 ГВТ угольной генерации. Существенно увеличили закупки угля Индия, Южной Корея (рис. 4).

По оценке Мирового энергетического агентства (МЭА), выполненной в 2010 г и, произойдет снижение доли нефти в миром ТЭБе с 32 до 27-26 % до 2030г, угля с 29 до 26 %, а доля газа напротив возрастет с 22 до 26 %. В дальнейшем по прогнозам МЭА, между собой будут конкурировать уголь и альтернативные источники энергии. По прогнозам спрос на уголь будет снижаться в странах ОЭСР (около -1,2 % в год),

но этот спад более чем компенсируется ростом в странах, не входящих в ОЭСР(2 % год).Тенденция быстрого роста потребления угля в Китае и Индии закончится до 2020 года, в остальных странах не входящих в ОЭСР, спрос на уголь продолжит стабильно увеличиваться. Потребления угля в мире к 2020 году увеличится на 20 %, а с 2020 до 2030 годы его рост ожидается не более 0,3 % в год.

Основной Основной Основной Основной Основной Основной Основной

L.L.UL

Основной

(.!■. : к..-,.., J : I; ■

Основной -I—^--1—^-1—^—j—

1 2 5 6 1 2 3 4 5 6 1 2 3 4 5 6 1 2 3 4 5 6 Основной Основной Основной Основной

Рис. 4. Страны основные импортеры каменного угля

Темп роста мирового экспорта угля до 2020 года сохранится, но большая загрузка пойдет на страны АТР, а станы Европы потихонечку будут отказываться от экспорта угля, правда этот отказ до 20з0 г по-видимому не будет катастрофическим.

Вероятным является продолжение тенденции дальнейшего увеличения экспортных поставок российского угля. Поэтому при благоприятной конъюнктуре мирового рынка угля, его объемы вырастут с нынешних 117 до 170 млн т, из которых около 125 млн т это энергетические и 45 млн т коксующиеся угли. При этом объем экспорта угля в страны Европы немного уменьшится с 82 до 79 млн т, а в страны АТР возрастет с 32 до 85 млн т.[1]

Внутренними факторами, сдерживающими экспорт российского угля, и снижающих конкурентность являются: удаленность основных поставщиков угля от потребителя (средняя дальность перевозки угольной продукции до портов со-ставляет4410 км),высокие транспортные тарифы, которые доходят до 50 и более процентов в конечной стоимости угля; неразвитость транспортной инфраструктуры, ограниченные пропускные способности основных железнодорожных магистралей и портовых мощностей.

Хорошей перспективой обладают угольные месторождения, которые находятся ближе к тихоокеанскому побережью. Поэтому в долгосрочной перспективе намечается создание новых центов добычи угля. Это, прежде всего Эльгинское месторождение (Республика Саха (Якутия)), Апсатское месторождение (Забайкалье), месторождения Республики Коми и Улуг-Хемский бассейн (Республика Тыва). Из них наиболее крупными являются Улуг-Хемский бассейн и Эльгинское месторождение.

Реализация планов по освоению новых угольных месторождений в малоосвоенных районах требуют огромных инвестиционных вложений не только в создание производственной, но и социальной инфраструктуры, и не могут осуществиться без строительства железнодорожных веток, которые бы соединили угольные месторождения с основными железнодорожными магистралями (БАМ и Транссиб). Данная проблема на сегодняшний день, решается, так построена железнодорожная ветка, соединяющая с. Улак (БАМ) с Эльгой, начато строительство ветки Кы-зыл-Курагино (соединяющая Угуг-Хемский бассейн с Транссибом).

Однако если это проблема на сегодня уже находит решение, то непонятно как будет решаться вопрос со снятием ограничений пропускной способности магистральной железнодорожной сети (загрузка которых на сегодня составляет 90 и более процентов), к которым примкнут ветки. Решение данной проблемы требует огромных капитальных вливаний на реконструкцию и расширения железнодорожных путей БАМа и Трансиба, и является главным фактором, определяющим объемы экспорта российского угля в восточном направлении в страны АТР.

Таким образом, перспективы развития угольной промышленности России, помимо конъюнктуры мирового рынка угля, определяются транспортной логистикой и стоимостью перевозок. Решение этих проблем требует принятия на правительственном уровне программы, в которой будут определены мероприятия и механизмы реализации, календарь выполнения и необходимые объемы инвестиций, иначе придется отказаться от наращивания объемов добычи угля.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Долгосрочная программа развития угольной промышленности России на период до 2030 года. Утверждена правительством РФ 24.01.2012 г.

2. Энергетическая стратегия России на период до 2030 года. Утверждена распоряжением правительства РФ от 13.11.2009 № 1715-р.

3. Генеральная схема размещение объектов электроэнергетики до 2020 года. Утверждена правительством РФ 03.06.2010.

4. Разработка программы модернизации электроэнергетики России на период до 2020 года. ОАО «ЭНИН», 2011. -244 с.

5. /7/7/7:/Лллллл/.worldcoal.org/lEEa

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Писаренко М.В. — кандидат технических наук, ученый секретарь ИУ СО РАН.

С.Ю. Лукьянова, 2012

Ю.В. Лесин, М.А. Тюленев, С.Ю. Лукьянова

СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА СОДЕРЖАНИЯ ЗАГРЯЗНЯЮЩИХ ПРИМЕСЕЙ В КАРЬЕРНЫХ СТОЧНЫХ ВОДАХ ПРИ ИСПОЛЬЗОВАНИИ РАЗЛИЧНЫХ МЕТОДОВ ИХ ОЧИСТКИ

Описан перенос загрязняющих веществ при фильтрации сточных карьерных вод во вскрышных породах. Доказано, что очистка сточных вод на разрезах Кузбасса методом фильтрации через вскрышные породы имеет преимущество перед способом отстаивания.

Ключевые слова: карьерные сточные воды, загрязняющие вещества, отстаивание, фильтрование, методы очистки сточных вод.

Одними из приоритетных задач горнодобывающей промышленности, экологии и экономики Кузбасса являются повышение качества очистки сточных вод, сбрасываемых с угольных предприятий, и использование твердых отходов горного производства. При существующей тенденции роста объемов угледобычи (в первую очередь открытым способом) сохраняется и рост объемов сбрасываемых сточных вод.

Основными способами очистки карьерных вод на разрезах Кузбасса являются очистка через искусственные фильт-

рующие массивы, для строительства которых используются твердые отходы добычи полезных ископаемых, и отстойные сооружения. Качество карьерных вод, прошедших очистку в отстойных сооружениях, зависит от параметров отстойника, т.е. его глубины, ширины и длины, а также объемов и степени загрязненности вод, подлежащих очистке. Главными преимуществами применения очистки через фильтрующие массивы является их малая площадь, технологичность и простота возведения очистного сооружения, отсутствие капитальных затрат на их возведение [1].

В данной работе выполнена первоначальная сравнительная оценка качественного изменения концентрации загрязняющих веществ в сточных карьерных водах Кузбасса при их очистке в искусственных фильтрующих массивах и в отстойниках, а также проведен анализ изменений и установлены их причины.

Эффективность очистки от нефтепродуктов

Вскрышные породы содержат до 20 % по массе угля [2]. Внутренняя поверхность угля может достигать значительных размеров (до 1500 м2/г). Именно поэтому уголь идеально подходит для использования при адсорбции. В водоочистке уголь способен адсорбировать следующие примеси: органические, неполярные примеси (нефть и нефтепродукты, полиароматические углеводороды, фенолы); галогенизированные примеси (I, Br, и F); запахи; дрожжи и различные сбраживаемые вещества; неполярные примеси (примеси, не растворимые в воде). Другой характеристикой сорбентов является их химический состав или химическое сродство с извлекаемыми загрязнениями. Поэтому применение гидрофобных сорбентов (углей) целесообразно в гидрофильных средах (сточных водах) [3].

Молекулы загрязнений образуют ассоциации, которые имеют значительно большую энергию поглощения, чем гид-роксильные группы, и на первый план выступает величина работающих пор, а не химический состав сорбента. Поэтому становится возможным применение активных оксидов, природных и искусственных крупнопористых сорбентов для очистки сточных вод от углеводородов (нефтепродуктов),

находящихся в эмульгированном виде, и от высокомолекулярных веществ. Для глубокой очистки сточных вод от растворенных органических веществ наиболее эффективны углеродные сорбенты. Уголь как никакой другой адсорбент обладает сорбционными и каталитическими свойствами, а также биологической активностью, что позволяет использовать его в качестве экозащитного материала для повышения экологической безопасности Кузбасса [4].

Все эти свойства проявляются в способности продуцировать активный кислород (согласно [5] содержание кислорода в сточных водах после фильтрации возрастает), являющийся сильнейшим окислителем. Сорбированные на поверхности угля органические молекулы (нефтепродукты, фенолы и т.д.) подвергаются окислению кислородом до СО2 и Н2О. Благодаря окислительной деструкции органических соединений поверхность угля освобождается от сорбированных соединений и становится подготовленной к новому циклу сорбции.

На разрезах северной и центральной части Кузбасса содержание нефтепродуктов в сбрасываемой воде после очистки через массивы из вскрышных пород меньше, чем после отстаивания в прудах — осветлителях, и только на разрезах южной части Кузбасса концентрация нефтепродуктов в карьерной воде после фильтрации несколько больше (разрез «Томусинский», «Ольжерасский», «Красногорский»). Это объясняется низким содержанием угля во вскрышных породах и частым выпадением атмосферных осадков, приносящих нефтепродукты в сточные воды.

Общая минерализация карьерных сточных вод Кузбасса

Общая минерализация воды включает все твердые вещества, растворенные в воде, независимо от того, ионизированы они или нет; в общую минерализацию не входят взвеси, коллоиды и растворенные газы. Если все растворенные твердые вещества можно было бы точно определить, общая минерализация воды составила бы в численном отношении сумму этих компонентов.

О величине общей минерализации судят по сухому остатку. Состав сухого остатка не полностью совпадает с составом веществ, присутствующих в растворе: газы улетучиваются,

бикарбонаты переходят в карбонаты, сульфат кальция может осаждаться в виде гипса, поглощающего часть воды, а небольшие количества магния, хлоридов и нитратов могут улетучиться.

По сухому остатку можно приблизительно оценить точность полученной суммы растворенных твердых веществ.

Сухой остаток можно рассчитать также путем суммирования значений концентраций анионов и катионов, определенных методами химического анализа. Минерализация питьевой воды не должна превышать 1 г/л.

Величина сухого остатка в сточных водах Кузбасса после фильтрации через вскрышные породы возрастает по сравнению с отстаиванием, а счет вымывания некоторых растворимых соединений из породы, например, хлоридов кальция и магния.

На разрезах «Ольжерасский» и «Сибиргинский» в среднем меньше сухого остатка, а, например, на разрезах «Красноброд-ский», «Листвянский» сухой остаток при очистке через фильтрующие массивы значительно больше по сравнению с отстаиванием.

Однако классификация воды с точки зрения ее возможного использования должна основываться главным образом на концентрации отдельных ионов, а не на общей минерализации.

Значения ХПК и БПК

В неочищенных сточных водах можно обнаружить несколько тысяч органических веществ разных химических классов и групп.

Органические соединения природного происхождения (гу-миновые кислоты, различные амины) и техногенного происхождения (поверхностно-активные вещества) способны изменять органолептические свойства воды (запах, привкус, окраска, мутность, способность к пенообразованию, пленкоб-разование). В то же время огромное число органических соединений весьма неустойчивы и склонны к непрерывной трансформации, поэтому непосредственное определение концентрации органических веществ в воде затруднительно, из-за чего содержание их принято характеризовать косвен-

ным путем, определяя, например, перманганатную окисляе-мость.

Концентрацию органических загрязнений в сточных водах принято оценивать косвенно — величиной биохимической потребности в кислороде (БПК). В основе лежит природный механизм минерализации органических веществ с помощью аэробных микроорганизмов-минерализаторов, жизнедеятельность которых является основой функционирования очистных сооружений биологической очистки сточных вод.

В лабораторных условиях этот показатель регистрируется по изменению концентрации растворенного кислорода в исследуемой сточной воде.

Показателем окончания биохимического окисления био-разлагаемых органических веществ в воде является появление в ней нитратов (NO3 ") и нитритов (NO2 ") в количестве 0,1 мг/л [6].

Эта закономерность просматривается и в полученных экспериментальных данных. При увеличении растворенного кислорода в сточных карьерных водах, увеличивается и показатель БПК, что ведет за собой существенное увеличение нитритов и нитратов в воде, прошедшей очистку методом фильтрации через вскрышные породы по сравнению с методом отстаивания.

Скорость потребления кислорода микроорганизмами и скорость окисления органических веществ в сточной воде зависит от количества органических веществ в воде и температуры. Показатель биохимической потребности в кислороде отражает содержание в сточных водах лишь той части органических веществ, которая поддается биохимическому окислению с помощью существующих в природе микроорганизмов-минерализаторов. БПК не учитывает ту часть органических веществ, которая расходуется на прирост биомассы самих бактерий-минерализаторов. Полная потребность в кислороде характеризуется показателем химической потребности в кислороде (ХПК).

С увеличением БПК, уменьшается концентрация одного из наиболее опасных типов промышленных отходов — фенолов, в результате биохимического окисления. В хлориро-

ванной воде фенол вступает в химические реакции с хлором и создает обладающие неприятным привкусом и запахом хлорфенольные соединения. Фенол и хлорфенольные соединения удаляются пропусканием воды сквозь активированный уголь. Это объясняет уменьшение количества фенолов после прохождения через фильтры из вскрышных пород (содержащие уголь).

Значения ХПК сточных вод после прохождения через фильтр вскрышных пород [5], в северной и южной части Кузбасса классифицируются как чистые и грунтовые воды - 3-8 мг О/л [6]. Значение ХПК центральной части Кузбасса можно классифицировать как умеренно загрязненные воды - 20-35 мг О/л. Центральная часть Кузбасса характеризуется развитым промышленным потенциалом и высокой численностью населения, что соответственно приводит в увеличению количества органических загрязнителей в сравнении с северной и южной частями Кузбасса.

В экспериментальных данных прослеживается связь между содержанием растворенного кислорода и изменением главнейших компонентов предварительной классификации распространенности (таких, как хлориды, сульфаты и др.) в анализируемой воде.

Главнейшие компоненты

В результате анализа исследуемых сточных вод были получены данные о концентрации следующих главнейших компонентов: бикарбонаты, кальций, магний, сульфаты, хлориды.

Бикарбонаты

Щелочность воды почти исключительно вызывается присутствием бикарбонатных и карбонатных ионов. Гидроокиси, железо и силикаты могут оказывать некоторое влияние на щелочность, когда рН > 9,0. Фосфаты влияют на щелочность при любых нормальных величинах рН. Однако природные концентрации фосфатов почти незначительны по сравнению с содержанием карбонатных и бикарбонатных ионов, кроме того, природные воды с рН > 9,0 редки. Следовательно, щелочность — надежный показатель количества карбонатных и бикарбонатных ионов в большинстве природных вод.

Диссоциация бикарбонатных ионов на карбонатные и водородные ионы происходит активно при рН > 8,2. Ниже этой величины рН большая часть карбонатных ионов реагирует с водородными ионами, в результате чего образуются бикар-бонатные ионы:

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Н+ + СО2"3~ HCO"з.

Следовательно, доля щелочного титрования при рН > 8,2 служит мерой содержания карбонатных ионов, а при рН < 8,2 — мерой концентрации бикарбонатных ионов. При рН < 4,5 би-карбонатные ионы, реагируя с ионами водорода, образуют молекулы угольной кислоты:

Н++ HCO"з ~ Н2СOз.

Большинство карбонатных и бикарбонатных ионов поступают в подземные воды за счет углекислого газа атмосферы, двуокиси углерода почвы и растворения карбонатных пород.

Согласно данных, [ГИАБ], значение щелочности воды, очищенной фильтрованием выше, чем после отстаивания. Это объясняется вымыванием карбонатных и бикарбонатных ионов из фильтров вскрышных пород.

В природных и сточных водах бикарбонаты образуются благодаря присутствию двуокиси углерода, возникающей при диагенезе органических соединений. При большом содержании кальция бикарбонат будет удаляться из воды путем осаждения карбоната кальция, который может задерживаться в фильтрующем массиве.

Кальций

При контактировании с вскрышными породами сточные воды получают часть содержащегося в них кальция за счет растворения кальцита, арагонита, доломита, ангидрита, гипса, апатита, волластонита, флюорита и различных минералов групп полевого шпата, амфибола и пироксена. Поскольку кальций широко распространен в земной коре и чрезвычайно подвижен в гидросфере, его ионы — одни из наиболее распространенных.

Карбонат кальция легко растворяется в воде при условии большого содержания Н+. Одним из важнейших источников Н+ в воде служит угольная кислота Н2С03, которая диссоции-

рует на Н+ и НСО"3. Ниже приводятся уравнения реакций, в результате которых в воду поступают ионы кальция:

СО2 + Н2О ~ Н2 СО3 ~ Н+ + НСО3 — ;

НСО3 — ~ Н+ + СО3 2-;

СаС03 + Н+ ~ Са2+ + НСО3 ".

При большом содержании двуокиси углерода образуется угольная кислота, которая диссоциирует на водородные и бикарбонатные ионы. Но если рН увеличивается, то соотношение карбонатных (СО2-3) и бикарбонатных (НСО"3) ионов растет, и будет осаждаться карбонат кальция. Во многих природных водах от двуокиси углерода зависит продолжительность процесса растворения; если же С02 отсутствует, СаС03 выпадет в осадок.

Поскольку в воде всегда есть какое-то количество двуокиси углерода, действительная растворимость карбоната кальция в сточных водах гораздо выше. При повышенном содержании двуокиси углерода, вызванном метаморфизмом карбонатов или диагенезом органических осадков, в присутствии больших количеств бикарбонатов количество кальция в воде может увеличиться, что подтверждают экспериментальные данные исследования сточных вод Кузбасса после фильтрования через вскрышные породы [5]. Если в данной воде SO2"4 — главный анион и концентрация бикарбоната низкая, растворимость сульфата кальция (гипса) будет определять конечную концентрацию кальция. Сложная проблема влияния НСО"3, СГ и SO2"4 на концентрацию Са 2+ изучалась еще академиком Холлом.

Концентрации кальция в сточных карьерных водах после отстаивания и фильтрации в среднем колеблется около 4 мг-экв/л [5]. Насколько известно, кальций в таких концентрациях не влияет на здоровье человека и животных. Даже незначительное увеличение концентрации кальция после очистки фильтрацией через вскрышные породы является безвредным. Широко распространенное мнение, что наличие кальция в воде способствует затвердению артерий, образованию камней в почках и заболеванию печени, фактическими данными не подтверждается.

Поскольку все ионы, за исключением ионов магния и кальция, имеют незначительные концентрации, жесткость воды обычно характеризуется суммарным действием только кальция и магния и выражается весовым содержанием карбоната кальция.

Большинство солей магния более растворимы, чем соответствующие соли кальция. По этой причине процессы обмена и сорбции считаются скорее механизмами концентрации, чем механизмами осаждения нерастворимых минералов. Диагенетическое превращение кальцита в доломит — один из возможных путей выделения ионов магния.

Магний

Источниками поступления магния в сточные карьерные воды обычно служат доломиты, оливин, биотит, роговая обманка, авгит, серпентин, тальк, диопсид и тремолит.

Кроме того, большинство кальцитов содержат соли магния растворяющиеся водой в присутствии кислоты, поэтому в растворе известняка обычно присутствует большое количество как кальция, так и магния:

СаСОз, МдСОз + СО2 + Н2О = Са2+ + Мд2+ + 4НСОз

Геохимия магния очень схожа с геохимией кальция. Растворимость карбоната магния также зависит от наличия двуокиси углерода. Однако растворимость чистого карбоната магния гораздо выше растворимости карбоната кальция, поэтому карбонат магния не осаждается при обычной температуре и давлении, характерных для сточных вод. При воздействии атмосферного углекислого газа на карбонаты в растворы поступает большая часть магния. При дополнительном воздействии двуокиси углерода почвы количество растворенного магния значительно возрастает.

Несмотря на высокую растворимость большинства соединений магния, его концентрация в сточных водах ниже концентрации кальция. Это объясняется низкой растворимостью доломита и большой распространенностью кальция.

Воды, соприкасающиеся с богатыми магнием породами, такими, как оливин, базальт, серпентин и доломит, также могут содержать магния в два-три раза больше, чем кальция.

Это объясняет увеличение жесткости и, как следствие, увеличение концентрации кальция и магния, при прохождении сточных вод через вскрышные породы по сравнению с водами, очищенными отстаиванием.

Сульфаты

Осадочные породы, особенно органические минералы, могут также давать большие количества сульфатов путем окисления марказита и пирита. Источниками сульфатов в сточных водах служат сульфатные минералы, а также газы -двуокись серы и сероводород, которые, окисляясь, дают сульфаты. Сероводород проникает в сточные воды в результате распада органических веществ. Двуокись серы может поступать в сточные воды из атмосферы вследствие процесса абсорбции. Увеличение содержания двуокиси серы в атмосфере обусловлено главным образом сгоранием угля и нефтепродуктов, поэтому атмосферные осадки, попадающие в сточные карьерные воды, обычно имеют высокое содержание сульфатов.

Большинство сульфатных соединений легко растворимо в воде. Это приводит к увеличению содержания сульфатов в сточных водах, очищаемых фильтрованием, за счет их вымывания из вскрышных пород.

Дополнительно к вымыванию сульфатов из породы идет их восстановление бактериями. Это один из наиболее эффективных природных процессов, способствующих удалению сульфатов из природной воды. Сульфатвосстанавливающие бактерии получают энергию в результате окисления органических соединений и в ходе этого процесса получают кислород от сульфатных ионов сточных вод. При этом в качестве побочного продукта образуется сероводород. Значительное количество этого газа остается в сточных водах. Если в воде в умеренно-восстановительных условиях имеется железо, образовавшийся сульфид железа может выпасть в осадок (задерживающийся в фильтре), в результате чего из воды удаляются как ионы железа, так и сульфиды.

Анализ экспериментальных данных, представленных в табл. 1 и 2, позволил сделать вывод о формировании закономерности: с уменьшением ХПК увеличивается количество

растворенного кислорода в сточных водах, что приводит к увеличению содержания сульфатов. Предположительно, это является результатом следующих реакций:

2 H2S + ЗО2 = 2H2O + 2SO2

SO2 + H2O = H2SO3

2H2SO3 + O2 = 2H2SO4,

а также H2SO3+ CI2 + H2O = H2SO4 + HCl

или H2S + 4Cl2 + 4H2O = H2SO4 + 8HCI

Таким образом, сточные карьерные воды, контактирующие с вскрышными породами при фильтровании, могут иметь более высокое содержание сульфатов по сравнению со сточными водами после отстаивания.

Это увеличение не несет негативной направленности, при сбросе сточных вод в водоемы, так как при этом будет протекать активная деятельность сульфатвосстанавливаю-щих бактерий.

Содержание хлоридов в сточных водах после фильтрования согласно установленных нормативов допустимого воздействия на водные объекты не превышает нормы ПДК Сан-ПиН 2.1.4.1175-02. ПДК составляет не более 500 мг/дм3.

Окисление сульфида железа и гидратация железа протекают по следующим уравнениям:

FeS2 + H2O + 70 ^ FeSO4 + H2SO4;

H2SO4 ~ 2H+ + SO2-4.

Сульфат двухвалентного железа FeSO4 может окисляться до сульфата трехвалентного железа Fe2(SO4)3, дающий в растворе:

Fe2(SO4)3 ~ 2Fe3+ + 3SO4 Fe3++3H20 ~ Fe(OH)3+ 3H+.

Таким образом, концентрация водородных ионов увеличивается как при диссоциации серной кислоты, так и при гидролизе ионов трехвалентного железа. Однако кислые воды сравнительно редко встречаются среди сточных карьерных вод.

В подземных водах присутствует, в основном, растворенное двухвалентное железо в виде ионов Fe2+. Трехвалентное железо появляется после контакта воды с воздухом. В поверхностных водах железо уже окислено до трехвалентного состояния и, кроме того, входит в состав органических комплексов и железобактерий.

Хлориды

Содалит и апатит — единственные распространенные минералы изверженных и метаморфических пород, содержащие хлориды в качестве основного компонента. Слюды, роговая обманка и природное стекло также могут содержать значительные количества хлоридов.

Все хлористые соли сильно растворимы, поэтому хлориды редко выпадают в осадок. Осаждение хлоридов в воде возможно только при замерзании и испарении. Хлориды относительно слабо подвержены ионному обмену, адсорбции и воздействию биологических факторов. Таким образом, если в водном растворе оказался хлорид, естественные процессы с трудом выводят его из раствора.

Благодаря большой растворимости хлористых солей ионы хлора содержатся почти во всех водах. Большие количества хлоридов попадают в воду в результате вымывания поваренной соли или других хлористых соединений из соприкасающихся с водой пород, а также при попадании в воду промышленных и хозяйственно-бытовых стоков.

H2SO3+ CI2 + H2O = H2SO4 + HCl

H2S + 4Cl2 + 4H2O = H2SO4 + 8HCl

Содержание хлоридов в сточных водах после фильтрования согласно установленных нормативов допустимого воздействия на водные объекты не превышает нормы ПДК Сан-ПиН 2.1.4.1175-02. ПДК составляет 350 мг/дм3).

Второстепенные компоненты и микрокомпоненты

Наличие микроэлементов в карьерных водах, обусловлено присутствием их в подземных водах угленосных отложений и миграцией элементов из горных пород и атмосферы в карьерные воды.

Известно, что минимальными миграционными свойствами обладают Ga и Sn, a максимальными — Cd, Sr, Zn. Со-

держание этих же элементов в шахтных водах Кузбасса находится в прямой зависимости от их миграционной способности. Следовательно, содержание и состав микроэлементов в сточных карьерных водах находится в зависимости от состава вмещающих пород.

Если сравнить коэффициенты миграции карьерных и шахтных вод, будет видно, что по концентрации микроэлементов коэффициент миграции карьерных вод выше [3].

Анализируя микроэлементы, преобладающие в сточных карьерных водах Кузбасса, можно предположить, что это происходит из-за поступления в карьерные воды атмосферных, ливневых и сточных вод, которые несут с собой частицы почвы. Миграция ряда микроэлементов карьерных вод значительно выше миграции шахтных вод из-за поступления элементов, путем смыва с поверхности почв и непосредственного проникания из воздуха с атмосферными осадками.

Концентрация некоторых элементов, таких как Cd, РЬ, складывается частично из концентрации этих микроэлементов в породах угленосных свит и в атмосфере. Следовательно, существует зависимость загрязнения карьерных вод от загрязнения воздушного бассейна разреза. В зонах наибольшей концентрации производств, загрязняющих атмосферу, максимальное количество загрязняющих микроэлементов находится в карьерных водах.

Миграция элементов может происходить в условиях смены формы их существования, без изменения формы и быть смешанной. Снижение миграционной способности элементов, поступающих в ландшафт, обусловлено наличием в породной толще геохимических барьеров, на которых происходит поглощение, и которые определяют соответствующие минералого-геохимические формы связывания элементов. Известно, что основными геохимическими барьерами являются присутствующие в породах водорастворимые соединения (преимущественно сульфаты и хлориды), ионы обменного комплекса, карбонаты и труднорастворимые сульфаты, оксиды и гидроксиды железа, марганца, алюминия и кремния, органическое вещество, глинистые минералы, сульфиды.

Нитраты

Источниками нитратов в воде служат органические вещества, а также промышленные и сельскохозяйственные химикаты. Небольшое дополнительное количество нитратов поступает в воду от окислов азота, образующихся при грозовых разрядах. Азот — важный компонент белка живых организмов. При разложении органических веществ под действием бактерий сложные белки превращаются в аминокислоты, а затем в аммиак, нитриты и, наконец, нитраты.

Наличие в воде аммиака растительного или минерального происхождения не опасно в санитарном отношении. Если же аммиак образуется в результате разложения белка сточных вод, такая вода непригодна для питья. Превышение в питьевой воде ПДК по содержанию аммония может свидетельствовать о попадании фекальных стоков или органических удобрений в источник. По данным ВОЗ, содержание аммония не должно превышать 0,5 мг/л.

4NHз + 502 = 4NO + 6Н2О

2N0 + О2 = 2N02

2N02 + Н2О = HN0з + Н^Э2

3HN02 = HN0з + 2МЭ + Н2О

Нитраты сильно растворимы в воде, поэтому они удаляются из природной воды только в результате деятельности организмов и испарения.

В результате анализа экспериментальных данных карьерных вод была выявлена закономерность, которая подтверждается выше указанными реакциями. Содержание аммиака в воде после фильтрации уменьшается с уменьшением ХПК, которое характеризует суммарное содержание органических примесей, способных подвергаться окислению. При этом увеличивается концентрация растворенного в воде кислорода. В результате реакции взаимодействия аммиака с растворенным кислородом наблюдается существенное увеличение нитритов и нитратов в сточных карьерных водах по сравнению с методом отстаивания.

Содержание нитратов в сточных водах после фильтрования согласно установленных нормативов допустимого воздействия на водные объекты не превышает нормы ПДК Сан-ПиН 2.1.4.1175-02. ПДК составляет не более 45 мг/дм3.

Железо

В земной коре железо весьма распространено. Пироксе-ны, амфиболы, магнетит, пирит, биотит и гранаты — важнейшие минералы и группы минералов, содержащие значительные количества железа в породах. При взаимодействии с водой из этих минералов высвобождается большое количество железа, которое обычно переходит в относительно нерастворимые и устойчивые окиси железа. Большая часть железа перемещается поверхностными водами в виде твердых частиц, включая коллоиды, и органического вещества.

Когда вода, содержащие ионы двухвалентного железа, контактирует с атмосферой, может протекать следующая реакция:

2Fe2+ + 4НСОз- + 1/202 ~ 2Fe(OH)з + 4С02.

Растворимость гидроокиси трехвалентного железа так низка при обычных величинах рН, что большая часть железа в растворе осаждается (и задерживается на фильтре).

При использовании сточных вод в исключительных случаях по согласованию с органами санитарно-эпидемиологической службы в воде подаваемой в водопроводную сеть, может быть допущено содержание железа в количестве до 1 мг/л.

Как правило, железо присутствует в воде в различных формах:

1. Двухвалентные ионы железа, растворимые в воде ^е2+).

2. Трехвалентные ионы железа, растворимые только в очень кислой воде ^е3+).

3. Нерастворимая гидроокись трехвалентного железа ^е(0НЬ].

4. Окись трехвалентного железа ^е203), присутствующая в виде частиц ржавчины из труб.

5. В комбинации с органическими соединениями или железными бактериями.

Присутствие железа в воде крайне нежелательно. Избыточное железо накапливается в организме человека и разрушает печень, иммунную систему, увеличивает риск инфаркта.

Самым эффективным способом удаления средних концентраций железа может быть использование окислителей. Вскрышные породы содержат двуокись марганца (Мп02). Окись марганца превращает растворимые ионы двухвалентного железа, содержащиеся в воде, в трехвалентное железо: 5Fe2+ + МПО4" + 8Н+ ~ 5Fe3+ + Мп2+ + 4Н2О.

Кроме того, соединения марганца являются мощным катализатором процесса окисления двухвалентного железа кислородом, растворенным в воде. По мере формирования нерастворимой гидроокиси трехвалентного железа, она отфильтровывается из воды вскрышными породами.

В результате анализа полученных результатов можно говорить о высокой эффективности метода фильтрации через вскрышные породы, так как при этом концентрация железа уменьшается примерно в два раза по сравнению с методом отстаивания. В среднем по Кузбассу содержание железа в сточной воде после отстаивания - 0,44 мг/л, после фильтрования - 0,19 мг/л. Согласно ГОСТ 2874—82, в воде, подаваемой централизованными системами хозяйственно-питьевого водоснабжения, содержание железа допускается в количестве не более 0,3 мг/л.

Марганец

Марганец обычно присутствует в железосодержащей воде. Химически, его можно считать родственным железу, т.к. он встречается в таких же соединениях. Марганец чаще присутствует в воде в виде бикарбоната или гидроокиси, гораздо реже он содержится в виде сульфата марганца. Соприкасаясь с чем-либо, марганец оставляет темно-коричневые или черные следы даже при минимальных концентрациях в воде.

Избыток марганца опасен: его накопление в организме может привести к тяжелейшему заболеванию — болезни Паркинсона.

По данным Всероссийского Общества Здравоохранения (ВОЗ), содержание марганца в питьевой воде до 0,5 мг/л не приводит к нарушению здоровья человека. Присутствие марганца в воде может вызывать накопление отложений в системе распределения. Даже при концентрации 0,02 мг/л мар-

ганец часто образует пленку на трубах, которая отслаивается в виде черного осадка.

Согласно экспериментальных данных содержания марганца в сточных карьерных водах до фильтрации 0,1 мг/л, после фильтрации составляет от 0,002 до 0,05 мг/л, что говорит о высокой степени очистки этого метода. При этом протекают следующие реакции:

Мп2+ + 20Н" ~ Мп(0НЫ,

и образуется белый осадок, который на воздухе приобретает бурый цвет за счет окисления кислородом воздуха: 2 Мп(0Н)2 + О2 + 2Н2О ~ 2 Мп(0Н)4

Карбонаты щелочных металлов и аммония образуют белый осадок карбоната марганца, растворимый в щелочах.

Мп2+ + СОз 2- ~ Мп С0з|

Выпадающий осадок, подобно мало растворимым соединениям железа, задерживается в фильтре вскрышных пород.

Стронций

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Стронций по химическим свойствам близок к кальцию и в структуре минералов занимает положение, аналогичное кальцию. Его природная концентрация в воде ограничена способностью к ионному обмену с глинами, богатыми кальцием. Насыщенный раствор CaS04 • 2Н20 вызывает помутнение раствора, содержащего ионы Sr2+, так как ПРС^04 > ПРз1-з04 . Концентрация ионов S04 2-, образуемых при растворении CaS04, оказывается достаточной для выделения осадка SrS04 , который и выпадает в виде мути. При действии на осадок сульфата стронция раствором карбоната натрия равновесие 5гС03^ Sr2+ + Со3 2- сдвигается влево, а равновесие ЗгёО^Зг^+ЗО,» 2- - вправо и осадок сульфата стронция превращается в осадок его карбоната. Стронций встречается в большинстве сточных вод. ПДКв составляет 7 мг/дм3 (лимитирующий показатель вредности — санитарно-токсикологический). Количество стронция в сточных водах после фильтрации не превышает значение ПДК.

Медь, цинк, свинец

Природные концентрации мышьяка, меди, цинка, свинца, никеля и урана определены рядом исследователей, использующих данные о компонентах раствора при разведке руд-

ных месторождений. В обычных химических анализах воды ионы этих элементов не всегда определяются. В общем можно считать, что наибольшие концентрации этих металлов — у вод с низким рН или высокой температурой. Некоторые рудничные воды и многие промышленные сточные воды содержат опасные количества мышьяка и свинца и при смешивании с подземными водами могут сделать их непригодными для потребления человеком и скотом. В природных водах опасные концентрации меди, цинка и урана очень редки.

Концентрации меди в сточных водах обычно составляют десятые доли мг/л, в питьевой воде могут увеличиваться за счет вымывания из материалов труб и арматуры.

На миграцию свинца, меди, цинка существенное влияние оказывает химический состав вод, т.к. образуемые ими соединения с анионами (ОН-, НС03", С032", S04 2-, СГ) обладают разной растворимостью.

Соединения Си и Zn с карбонат-ионом обладают наименьшей растворимостью, наибольшей — с хлор-ионом, промежуточное положение по растворимости занимают соединения с сульфат-ионом.

Чаще всего медь содержится в следующих комплексах: Си0Н+, Си(0Н)42-, ^04°, СиС1+, СиС10, СиСОз, Си(СОз)2-, Си(0Н)2.

В гидрокарбонатных водах с рН до 7, медь мигрирует преимущественно в форме катиона — Си2+ и в незначительном количестве в составе комплексов Си0Н+ и CuSO40. В более щелочных (рН >7,5) гидрокарбонатных водах преобладают комплексы — СиС03 и Си(СО3)2-, а также гидрокомплексы.

В водах сульфатного и хлоридного типа с рН до 7, медь находится, в основном, в виде простых катионов и сульфатных комплексов.

Процессы миграции и накопления микроэлементов в сточных водах в большей мере определяются ионно-обменной сорбцией РЬ2+, Си2+, Zn2+ глинистыми образованиями вскрышных пород. Наибольшей поглощающей способностью по отношению к Си, РЬ, Zn, обладают глины монтмо-риллонитовой группы.

По степени сорбции на глинах эти элементы располагаются в ряд РЬ > Си > Zn [8]. В результате ионно-обменных реакций поглощенные катионы Са2+, Мд2+, Na+, К+ обмениваются на ионы тяжелых металлов и их катиогенные органические соединения, при этом жесткость инфильтрующихся вод увеличивается.

Содержание свинца в грунтовых водах обычно составляет от сотых долей до единиц мкг/л, редко увеличиваясь до 10 мкг/л, медь — обычно до 6 мкг/л, редко до 20 мкг/л. Содержание цинка варьирует от единиц до первых сотен мкг/л [7].

Алюминий

Высокие концентрации алюминия в сточных водах встречаются нечасто и зависят от многих факторов (рН, наличия и концентрации комплексообразователей, окислительно-восстановительного потенциала системы). Основным источником поступления алюминия в сточные воды являются коагулянты на основе солей алюминия и глинозем А1203 .

В природных водах алюминий присутствует в ионной, коллоидной и взвешенной формах. Миграционная способность невысокая. Образует довольно устойчивые комплексы, в том числе органоминеральные, находящиеся в воде в растворенном или коллоидном состоянии.

Одним из распространенных соединений алюминия является боксит — А1(0Н)3. Растворимость его является функцией рН. При низких значениях рН < 4.5 в растворе преобладают ионы А13+, при рН =5-6 в растворе преобладают ионы А1(0Н)2+, при рН > 7 в растворе преобладают ионы А1(0Н)4".

Как соли алюминия, так и алюминаты в растворах сильно гидролизованы. Поэтому соли алюминия и слабых кислот в растворах превращаются в основные соли или подвергаются полному гидролизу. Например, при взаимодействии в растворе какой-либо соли алюминия с NaC03 образуется не карбонат алюминия, а его гидроксид и выделяется диоксид углерода:

А13+ + СОз 2- + 3Н20 = 2 А1(0Н)з | +3 С02

При этом частицы коллоидных примесей укрупняются вследствие агрегации гидроокиси алюминия и увлекаются хлопьями вместе с органическими примесями и бактериями в

осадок, который отфильтровывается через вскрышные породы.

Концентрация алюминия в поверхностных водах обычно колеблется в пределах п10-2 — п10-1 мг/дм3, в некоторых кислых водах иногда достигает нескольких граммов в 1 дм3. Ионы алюминия обладают токсичностью по отношению к многим видам водных живых организмов и человеку. ПДКв составляет 0,5 мг/дм3. Содержание алюминия в сточных водах после фильтрации не превышает значений ПДК.

Селен

Селен в сточных карьерных водах обычно содержится до единиц и реже до первых десятков мкг/л. Его соединения встречаются в виде примесей к природным соединениям серы с металлами (PbS, FeS2 и др.). Повышенные содержания селена (до 100 мкг/л) приурочены к водам с высоким содержанием сульфатов, с минерализацией до 4 г/л.

В нейтральных и щелочных условиях, при высоких (>200 мв) значениях окислительно-восстановительного потенциала, селен мигрирует в ионной форме ^е032" и Se042") и в виде солеобразных соединений со щелочами[8, 9].

Se + О2 ^ Se02

Se02 + Н2О ^ H2Se0з

H2Se0з + О2 ^ H2Se04

H2Se0з + 20Н" ~ Se0з 2- + 2Н2О

H2Se04 + 20Н" ^ Se04 2- + 2Н2О

Содержание селена в сточных карьерных водах Кузбасса незначительно.

Проанализировав данные по переносу загрязняющих веществ при фильтрации сточных карьерных вод Кузбасса во вскрышных породах в сравнении с отстаиванием в прудах-отстойниках, можно утверждать о высокой эффективности очистки сточных карьерных вод путем фильтрования через массив из вскрышных пород. На всех участках отбора проб нет превышений по ПДК загрязняющих веществ, что говорит об уникальности технологии вследствие крайне низких капитальных затрат на возведение очистных сооружений, а также

необходимости повсеместного внедрения данной технологии на угледобывающих предприятиях.

- СПИСОК ЛИТЕРА ТУРЫ

1. Тюленев, М.А. Использование техногенных породных массивов для очистки карьерных сточных вод / М.А. Тюленев, Ю.В. Лесин // Промышленная безопасность и охрана труда на предприятиях топливно-энергетического комплекса: Сборник статей. Отдельный выпуск ГИАБ. — М.: Изд-во «Горная книга», 2011. — № ОВ9. — С. 155-164.

2. Шпирт, М.Я. Безотходная технология. Утилизация отходов добычи и переработки твердых горючих ископаемых. — М.: Недра, 1986. — 255 с.

3. Миронов, К.В. Справочник геолога-угольщика. — М: Недра, 1991.

4. Арбузов, С. И. Редкие элементы в углях Кузнецкого бассейна / С.И. Арбузов, В.В, Ершов, А.А. Поцелуев, Л.П. Рихванов // Кемерово: Изд-во КПК. — 2000. — 226 с.

5. Тюленев, М.А. К вопросу о выборе наиболее эффективного способа очистки карьерных вод на разрезах Кузбасса // Промышленная безопасность и охрана труда на предприятиях топливно-энергетического комплекса: Сборник статей. Отдельный выпуск ГИАБ. — М.: Изд-во «Горная книга», 2011. — № ОВ9. — С. 88-93.

6. Бондарук, Н.Т. Нитраты в природных водах и породах Молдавии: Дис. ... канд. геол. — мин. наук. Л., 1981.

7. Требования к качеству шахтных и карьерных вод, используемых для технических и хозяйственно-бытовых нужд предприятий угольной промышленности. Утверждены Управлением охраны природы Минуглепрома СССР 17.10.85 / ВНИИОСуголь. — Пермь, 1986. — 12 с.

8. Крайнов, С.Р. Основы геохимии подземных вод / С.Р. Крайнов, В.М. Швец // М.: Недра, 1980. — 285 с.

9. Черняев, А.М. Гидрохимия малых, редких и рассеянных элементов / А.М. Черняев, Л.Е. Черняева, В.Н. Бобченко // Л.: Гидрометеорологическое изд-во, 1970. — 162 с. \£Ш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Лесин Юрий Васильевич — доктор технических наук, профессор, Тюленев Максим Анатольевич — кандидат технических наук, доцент, Лукьянова Светлана Юрьевна — аспирант, ассистент, Кузбасский государственный технический университет им. Т.Ф. Горбачева.

Т.Ю. Чернышева, О.В. Ожогова, Е.И. Лисачева

К ВОПРОСУ О ПРИВЛЕЧЕНИИ ЗАЕМНЫХ СРЕДСТВ ПРЕДПРИЯТИЕМ ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ

Рассматривается вопрос оценки и выбора формы привлекаемых заемных средств предприятия горной промышленности. Предложено решение на основе подхода «выгоды-издержки». Приведен численный пример.

Ключевые слова: заемные средства предприятия, оценка и выбор, выгоды и издержки, иерархия.

Эффективная финансовая деятельность любого предприятия невозможна без постоянного привлечения заемного капитала. Использование заемного капитала позволяет существенно расширить объем хозяйственной деятельности предприятия, обеспечить более эффективное использование собственных средств, ускорить формирование различных целевых финансовых фондов, а в конечном итоге — повысить рыночную стоимость предприятия.

На инновационных предприятиях, к которым относятся и предприятия горной промышленности, в современных условиях хозяйствования объем используемых заемных финансовых средств чаще значительно превосходит объем собственного капитала. Таким образом, привлечение и использование заемных финансовых средств является важнейшим аспектом финансовой деятельности предприятия.

Можно выделить следующие основные формы привлечения заемных средств предприятия [1]:

а) денежные средства;

б) товарная форма (в виде поставок с отсрочкой платежа сырья, материалов, товаров);

в) лизинг (аренда оборудования);

г) иные формы (предоставление с отсрочкой платежа отдельных нематериальных активов и т.п.).

1. Выбор формы заемных средств на основе подхода «выгоды-издержки»

Обозначим формы заемных средств (альтернативы), перечисленные выше, соответственно А1, А2, А3, А4.

Для выбора наиболее рациональной альтернативы используем подход «выгоды — издержки». В соответствии с этим подходом необходимо построить две иерархии, упорядочивающие критерии качества и определяющие общие выгоды и издержки для рассматриваемых альтернатив. Наилучшей является альтернатива с наибольшим отношением количественно определенных выгод к издержкам.

Для повышения обоснованности решений, принятых экспертом, о приоритете формы заемных средств предлагается использовать метод анализа иерархий (МАИ), позволяющий отражать качественные экспертные оценки [2]. Особенностью МАИ является возможность получения ранжированных оценок вариантов на основе субъективных мнений экспертов. Метод предполагает декомпозицию проблемы на все более простые составляющие части и обработку суждений ЛПР. В результате определяется относительная значимость исследуемых альтернатив для всех критериев, находящихся в иерархии. Результатом применения метода является определение наиболее предпочтительного варианта, а также конкретное обоснование выбора и распределения всех вариантов, что позволяет подробно исследовать задачу в целом.

Для установления относительной важности элементов иерархии используется шкала отношений (1 — два фактора вносят одинаковый вклад в достижение цели, ..., 10 — свидетельства в пользу предпочтения одного фактора другому в высшей степени убедительны).

Вычисление главного собственного вектора W положительной квадратной матрицы Е проводится на основании равенства (1):

Е Ы/ = А,тах (1)

где ^тах — максимальное собственное значение матрицы Е.

Приближенное значение элементов вектора W можно найти по формуле:

n

= 1/ Z ёИ ,

i=1

У = 1, n.

Общая цель задачи называется фокусом иерархии и расположена во главе иерархии (выгоды от конкретных заемных средств, издержки от заемных средств). Результирующий вектор приоритетов альтернатив (вектор фокуса иерархии) есть решение задачи для каждой иерархии. В предложенной модели иерархий на первом уровне расположены основные факторы, определяющие выгоды и издержки (экономические, политические, социальные), на втором — критерии качества, характеризующие собственно выгоды и издержки (их количество может варьироваться и определяться экспертом), на третьем — альтернативы (формы заемных средств), из которых предстоит сделать выбор [3]. Находится максимум обобщенных оценок среди j-ых альтернатив, рассчитанных i-м экспертом:

V::

max а„ =-J-, (2)

j J z-j

vJj где — оценка j-ой альтернативы по принципу «Выгоды» i-м экспертом; zy - оценка j-ой альтернативы по принципу

«Издержки» i-м экспертом.

Используя метод попарного сравнения элементов иерархии, построим матрицы парных сравнений для иерархии, отражающей выгоды от привлекаемых заемных средств. Для каждой матрицы рассчитаем нормированный вектор приоритетов (W), собственное число матрицы (^max ) и отношение согласованности (ОС). Инновационность предприятия отражена на факторах «политические» и «социальные».

Пример расчетов весов факторов, определяющих выгоды, представлен в табл.1.

Таблица 1

Веса факторов, определяющих выгоды от заимствований

Выгоды Экономические Политические Социальные W

Экономические 1 7 3 0,65

Политические 1/7 1 1/3 0,09

Социальные 1/3 3 1 0,26

А,тах = 3,057, ОС= 0,05. Однородность суждений эксперта является удовлетворительной.

Таблица 2

Веса критериев экономического фактора

Экономический Возврат стоимости Вероятность увеличения стоимости Ликвидность W11

Возврат стоимо- 1 1/3 1/5 0,10

сти

Вероятность 3 1 1/3 0,29

увеличения

стоимости

Ликвидность 5 3 1 0,61

^тах = 3,11, ОС= 0,09. Таблица 3

Веса критериев политического фактора

Политический Статус Стабильность W12

Статус Стабильность 1 1/5 5 1 0,83 0,17

^тах = 2,0, ОС= 0,0.

Таблица 4

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Веса критериев социального фактора

Социальный Социальная Социальное W13

защита благополучие

Социальная защита 1 5 0,83

Социальное благо- 1/5 1 0,17

получие

^тах = 2,0, ОС= 0,0.

Далее через Wij обозначены вектора, значения элементов которых есть веса критерия, где i — номер уровня иерархии, j — номер фактора или критерия одного уровня.

Рассмотрим матрицы парных сравнений факторов и критериев качества.

Результат расчета весов критериев экономического фактора представлен в табл. 2. Результат расчета весов критериев политического фактора представлен в табл. 3. Результат расчета весов критериев социального фактора представлен в табл. 4. Таблица 5

Веса критерия «Вероятность увеличения стоимости» относительно

форм заимствования»

Вероятность увеличения стоимости А1 А2 Аз А4

А1 1 2 5 3 0,45

А2 1/2 1 3 3 0,31

А3 1/5 1/3 1 1/2 0,08

А4 1/3 1/3 2 1 0,16

Атах =4,13, ОС= 0,047.

На последнем этапе метода, построив матрицы парных сравнений альтернатив (форм заимствований) относительно критериев качества, получают значения вектора приоритета. Например, относительно критерия «Вероятность увеличения стоимости» (табл. 5) вектор приоритета равен W21 = [0,45; 0,31; 0,08; 0,16], аналогично рассчитываются W22, W23 , W24 ,

Осуществим иерархический синтез в целях определения вектора приоритета альтернатив относительно факторов и фокуса иерархии.

Вычисление векторов приоритетов альтернатив определяется следующим образом:

=

Е)

Е1 е2 Еп

М .1, (3)

где _ вектор приоритетов альтернатив относительно элемента Е^_1, определяющий j-й столбец матрицы; _ вектор

приоритетов элементов Е^_1, E2i_1, ..., Е"_1, связанных с элементом Е^ вышележащего уровня иерархии.

106

Вектор приоритетов альтернатив относительно экономического фактора ^эА) определяется путем перемножения матрицы, сформированной из значений векторов приоритетов , W23 на вектор W11, определяющий значимость критериев качества, расположенных под экономическим фактором согласно формуле (3):

WэА = [^У21, х W11.

WyA =

( 0,45 0,31 0,08 0,16

0,36 0,26 0,16 0,22

0,59 ^ 0,22 0,12 0,07

( 0,10 ^ 0,29 0,61

(0,509 ^ 0,241 0,128 0,123

Из этого следует, что экономически более целесообразна альтернатива А1 — денежные средства.

Аналогично определяются векторы приоритетов альтернатив относительно политического фактора ^пА), социального фактора ^сА). WпА = [W24, W25] х W12; WпА = {0,23; 0,154; 0,459; 0,16}; WсА = [W26, W27] х W13; WсА = {0,213; 0,263; 0,237; 0,287}.

Следовательно, это можно интерпретировать следующим образом: из политических соображений наиболее выгодна форма заемных средств в виде лизинга, а социальный указывает на иные формы.

Результирующий вектор приоритетов альтернатив (фокус иерархий) рассчитывается соответственно:

WфА = ^эА , WпА, WсА] х W; WфА= {0,407; 0,239; 0,186; 0,169}.

Анализ значений полученного вектора как обобщенной оценки показывает, что в соответствии с мнением данного эксперта наиболее выгодным является форма заемных средств в виде денежных средств.

Аналогично рассчитывается вектор приоритетов альтернатив для второй иерархии (издержки). С точки зрения этого эксперта самой невыгодной (затратной) формой заемных

X

средств также являются денежные средства, наименее затратной — иные формы.

Окончательные результаты всех расчетов, с учетом формулы (3), представлены в табл. 6.

Итак, согласно принципу «выгоды-издержки» по мнению одного эксперта приоритет отдан форме заемных средств в виде лизинга. Таблица 6

Расчет весов и приоритетов форм заемных средств

Альтернатива Выгоды, Издержки, Отношение вы- Приоритет

год к издержкам

А1 - денежные 0,407 0,395 1,030 2

средства

А2 - товарная 0,239 0,270 0,885 4

форма

Аз - лизинг 0,186 0,165 1,127 1

А4 - иные фор- 0,169 0,170 0,994 3

мы

2. Учет мнения нескольких экспертов Для повышения степени объективности и качества процедуры принятия решений целесообразно учитывать мнения нескольких экспертов. Оценка весомости критериев и альтернатив с учетом данного подхода предполагает привлечение специалистов-управленцев, маркетологов, специали-стов-теорети-ков и т. п. [4].

С этой целью проводится групповая экспертиза, причем множество экспертов может быть подразделено на несколько подмножеств в зависимости от области экспертизы, определяемой характером критериев, используемых в иерархии. Общее мнение экспертов дает относительную оценку, абсолютное значение роли не играет. Для агрегирования мнений экспертов принимается среднегеометрическое, вычисляемое по следующему соотношению (4):

а* = "¡вЩв", (4)

А

где аА _ агрегированная оценка элемента, принадлежащего I-

й строке и j-му столбцу матрицы парных сравнений; п — число матриц парных сравнений, каждая из которых составлена одним экспертом.

Допустим, второй эксперт посчитал, что наиболее рациональной являются заемные средства в иных формах (табл. 7).

Таблица 7

Расчет весов и приоритетов альтернатив — форм заемных средств по мнению второго эксперта

Альтернатива Выгоды Издержки Отношение выгод к издержкам Приоритет

А1 _ денежные 0,472 0,390 1,21 4

средства

А2 _ товарная 0,472 0,370 1,275 3

форма

Аэ _ лизинг 0,188 0,130 1,446 2

А4 _ иные фор- 0,188 0,110 1,7 1

мы

Тогда согласно формуле (4) агрегированная оценка альтернатив следующая:

aA =Л/1,03*1,21 = 1,116,

a2A = V0,885*1,275 = 1,062,

maxaj} = 1,300. a3A = V1,127*1,446 = 1,277,

aA = V0,994*1,7 = 1,300.

Таким образом, в данных расчетах наибольшая общая оценка мнений экспертов соответствует форме заемных средств в виде иных форм, близко к нему — лизинг, что соответствует действительному финансовому состоянию на предприятиях горной промышленности Кузбасса. Аренда машин и оборудования целесообразнее, чем использование покупной техники.

Заключение. В данной работе предложена модель оценки и выбора формы привлекаемых заемных средств предприятия горной промышленности на основе подхода «выгоды-издержки». В рассмотрение введены основные факторы, определяющие выгоды и издержки (экономические, политические, социальные). Качественные экспертные оценки позволяют оценить ожидания и неопределенность внешней среды предприятия горной промышленности. - СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ковалев В.В. Финансы организаций (предприятий)/ Ковалев В.В., Ковалев Вит.В. — М: Изд-во «Проспект», 2010. — 352 с.

2. Саати Т. Принятие решений. Метод анализа иерархий: Пер. с англ.- М.: Радио и связь, 1989.

3. Андрейчиков А.В. Анализ, синтез, планирование решений в экономике/ А.В. Андрейчиков, О.Н. Андрейчикова. — М.: Финансы и статистика, 2000. — 368 с.

4. Попова О.А. Разработка информационной системы стратегического управления промышленной отраслью// Попова О.А., Чернышева Т.Ю. / XV Международная научно-практическая конференция студентов, аспирантов и молодых ученых «Современные техника и технологии»// Сборник трудов в 3 томах. — Т. 2. — Томск: Изд-во Томского политехнического университета, 2009. С.269-270. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Чернышева Татьяна Юрьевна — кандидат технических наук, доцент, tatch@list.ru,

Ожогова Ольга Васильевна, Лисачева Елена Игоревна,

Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

А

В.В. Аксенов, В.Ю. Бегляков

ВЛИЯНИЕ ОТНОСИТЕЛЬНОГО РАССТОЯНИЯ МЕЖДУ УСТУПАМИ НА НДС ПОРОДЫ ЗАБОЯ

Описано влияние расстояния между уступами на напряжения в породе забоя, описана зависимость расстояния между уступами от расстояния до оси выработки, выявлены наличие критического отношения расстояния между уступами к толщине срезаемого слоя и признаки, характеризующие центральную область забоя.

Ключевые слова: геоход, исполнительный орган, порода забоя, главные напряжения.

В настоящее время ведутся работы по созданию геоходов нового поколения [1, 2], одной из отличительных черт которых должен стать новый подход к проектированию исполнительных органов проходческих систем. Суть подхода заключается в том, что рациональная форма поверхности взаимодействия исполнительного органа с породой забоя входит в число исходных данных при проектировании исполнительного органа.

В работе [3] рассматривалось влияние уступа на напряженно-деформированное состояние (НДС) породы забоя, где было обосновано, что для исполнительного органа геохода разрушение забоя с уступом является предпочтительным по сравнению с разрушением забоя без уступа.

При формировании и разрушении уступов форма забоя геохода представляет собой концентрическую группу много-заходных геликоидных поверхностей (рис. 1), шаг которых равен шагу винтовой линии движителя, а число заходов равно количеству разрушающих элементов (коронок, барабанов, шнеков и т.п.), размещенных на одном радиусе.

К основным геометрическим параметрам забоя с уступами относятся толщина срезаемого слоя h (высота уступа) и расстояние между уступами I. На развертке цилиндрического сечения радиусом г, соосного с выработкой, параметры h и I являются катетами треугольника аВс, (рис. 1). 112

Рис. 1. Концентрическая группа многозаходных геликоидных поверхностей, формирующих забой выработки геохода и развертка цилиндрического сечения забоя

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Указанные параметры уступа определяются расстоянием от оси выработки г, шагом винтовой линии движителя hв и количеством уступов п.

. h, п . 2%R

h = ^р I =-^р

п п

(1)

Учитывая, что гоэр =

2 жг

h =

2

I =

(2 -г )2

(2)

п,]^ +(2 жг )2 +(2 жг )2

Для характеристики участка забоя введем безразмерный критерий пропорциональности — относительная высота уступа, численно равный отношению = Подставив ! и h в определение относительной высоты уступа, получим связь между шагом движителя, расположением точки забоя и пропорциями профиля уступа:

2жг . . _

^ =-г- или 1Ь = tgр пА

(4)

Из выражений (4) видно, что относительное расстояние между уступами изменяется в зависимости от шага движителя и радиальной координаты. Чтобы оценить его влияние на НДС породы забоя была создана модель, у которой отношение расстояния между уступами к толщине срезаемого слоя изменялось от 1/40 до 4.

Для исключения влияния других факторов модель была выполнена в виде прямого каскада уступов с профилем, соот-

ветствующим развертке цилиндрического сечения выработки (рис. 2).

Места приложения нагрузок

Рис. 2. Модель развертки участка забоя и схема разбиения её на конечные элементы

Модель разбивалась на 6-ти узловые конечные элементы с уплотнением сетки в области исследуемого уступа (рис. 2).

К поверхностям контакта инструмента с массивом прикладывались распределенные нагрузки нормальная 2,6 МПа и касательная 0,6 МПа (рис. 3).

В ходе моделирования определялись главные напряжения а3 в области контакта инструмента с породой при разных относительных расстояниях

Зависимость напряжений от относительного расстояния между уступами показана на графиках 4. В ходе моделирования было выявлено:

Рис. 3. Схема приложения грузки к модели

на-

• при относительных расстояниях между уступами ^ < 1 (г < 0.1 Ив) усиливается влияние г и ^ на о-(рис. 4);

1

0,5 0

-0,5 -1 -1,5 -2 -2,5 -3 -3,5 -4

(МПа)

0,6 0,4 0,2 0 -0,2 -0,4 -0,6 -0,8 -1 -1,2

о3 (МПа)

¡/к

0,6 у о3 (МПа) 0,4

0,2

0

-0,2

-0,4

-0,6 -0,8 -1

¡/к 3 4

Рис. 4. Графики зависимостей главных напряжений 03 от относительного расстояния между уступами: а — области внутренней кромки, б — средняя часть поверхности взаимодействия, в — в области внешней кромки

• имеет место критическое значение относительного расстояния между уступами;

1

2

3

4

а

б

в

• при относительных расстояниях между уступами ^ < 0.2 (г < 0.032Ив) на поверхности взаимодействия преобладают области трехосного сжатия (рис. 5);

к=о.1

К=0.175

К=0.225

. .. Л '

К=0.25

К=03

......^ ^ 4 4 4 4 / /

№35

К=0А

К=05

К=0.75

У /

К*1 К'17

Рис. 5. Области трехосного сжатия

к=з

• результаты моделирования, подтверждают результаты исследований, проведенных на модели цилиндрической выработки с уступом [3].

Из проведенных исследований можно сделать следующие выводы:

1) напряжения в области поверхности взаимодействия зависят от отношения радиальной координаты точки к шагу винтовой линии движителя;

2) с уменьшением радиальной координаты появляется преобладание сжимающих напряжений;

3) зависимость напряжений от радиальной координаты значительно проявляется в центральной области забоя и имеет неявный характер в периферийных областях;

4) преимущества способа обработки забоя с уступом утрачиваются в центральной части забоя;

5) в центральной области забоя необходимо применять способ разрушения, от личный от способа, применяемого в периферийных областях.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Аксенов В.В. Геовинчестерная технология проведения горных выработок. — Кемерово: Институт угля и углехимии СО РАН, 2004. — 264 с., ил.

2. Аксенов В.В., Садовец В.Ю., Бегляков В.Ю. Синтез конструктивных решений исполнительных органов геоходов // Горный информационный аналитический бюллетень. Горное машиностроение / Москва, МГГУ, 2010 — ОВ № 3. С. 49-54.

3. Аксенов В.В., Садовец В.Ю., Буялич Г.Д., Бегляков В.Ю. Влияние уступа на НДС призабойной части горной выработки // Горный информационный аналитический бюллетень. Горное машиностроение / Москва, МГГУ, 2011 — ОВ № 2. С. 55-67. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Аксенов Владимир Валерьевич — доктор технических наук, профессор, v.aksenov@icc.kemsc.ru,

Бегляков В.Ю. — старший преподаватель, begljakov@rambler.ru, Юргинский технологический институт (филиал) Томского политехнического университета.

А

М.А. Тюленев, В.Г. Проноза, А.В. Стрельников

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЧИСЛА СЛОЕВ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ПОРОДОУГОЛЬНЫХ ПАНЕЛЕЙ ОБРАТНЫМИ ГИДРАВЛИЧЕСКИМИ ЛОПАТАМИ

Изучены параметры породных и угольных забоев при разработке породоугольных панелей обратными гидравлическими лопатами.

Ключевые слова: обратные гидравлические лопаты, траншеи, уступы.

Высота траншей и уступов, разрабатываемых в угле-насыщенной зоне, равна высоте уступов в безугольной зоне и составляет 10-16 м. Поэтому обратная гидравлическая лопата при рекомендуемой теоретической рациональной глубине нижнего черпания 4^5 м [51] разрабатывает заходку (траншею) на высоту уступа за несколько слоев. Следует отметить, что глубина черпания (высота слоя), равная 4^5 м, является рациональной, но не всегда выдерживается на практике.

Для условий послойной разработки угленасыщенных зон изучены параметры породных и угольных забоев, в основном, на разрезах ОАО «УК «Кузбассразрезуголь». Всего было обследовано 27 забоев обратных гидравлических лопат.

На рис. 1 показаны измеряемые параметры забоя и безопасной установки экскаватора.

Рис. 1. Измеряемые параметры забоя и безопасной установки обратной гидравлической лопаты

0 Таблица 1

Характеристика забоев обратной гидравлической лопаты при ведении вскрышных работ

Разрез Модель экска- Вмести- Разработка

ватора, заводской номер мость ковша, м3 Целика (III — 100 %) Уступа с взрывным рыхлением Развала уступа

Иол, м «зб, град В, м III,% IV, % hол, м «зб, град В, м III,% IV, % hсл, м «зб, град В, м

Обратные гидравлические лопаты фирмы «Liebherr»

Моховский R-984C № 18211 7 4 60 1 3 97 3 37 1 - - - -

R-994 № 17399 11 — - - - - - - 23 77 3 37 1

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

R-984C № 18280 7,2 4 65 1,2 - - - - 100 0 3,5 60 1,5

Кедровский R-994 № 18061 10,2 - - - - - - - 8 92 3 70 1,5

Калтанский R-994 № 17303 13 - - - - - - - 3 97 3 60 1,5

Талдинский R-984C № 18060 7 - - - - - - - 40 60 4 55 1,5

R-984C № 17758 7 40 60 4 55 1,5

Окончание табл. 1

Разрез Модель экска- Вмести- Разработка

ватора, заводской номер мость ковша, м3 Целика (III — 100 %) Уступа с взрывным рыхлением Развала уступа

Исл, м «зб, град В, м III,% IV, % hсл, м «зб, град В, м III,% IV, % hсл, м «зб, град В, м

Красноброд- R-984C 7,2 - - - 40 3,5 37 2 - - - -

скии № 15853 60

R-984C 7 - - - - - - - 20 4 55 2

№ 112 80

R-984C 7 - - - - - - - 20 4 60 2

№ 757 80

Обратные гидравлические лопаты фирмы «Terex O&K»

Осинников- RH-90C 7 - - - - - - 92 3,5 60 1,5

скиИ № 90090 8

Красноброд- RH-200 26 - - - - - - 20 4 50 2

скии № 110 80

Обратные гидравлические лопаты фирмы «Caterpillar»

Талдинский 5130 № 218 10,5 - - - - - - - 40 60 4 55 0,5

Красноброд- 345L 3,1 - - - - - - - 100 4 55 1,5-2

скии № 876 0

2 Таблица 2

Характеристика забоев обратной гидравлической лопаты при ведении добычных работ

Разрез Модель экскава- Вместимость Выемка угля из целика Выемка угля после взрывного

тора, заводской ковша, м3 (III)* рыхления пласта (III)*

номер Иол, м «зб, В, м Иол, м азб, град В, м

град

Обратные гидравлические лопаты фирмы «ЫеЬЬюгг»

Моховский R-984C, 7 4 60 1 - - -

№ 18211

Кедровский R-994, 10,2 3 80 1,5 - - -

№ 18061

Калтанский R-994, 13 3 60 1,5 - - -

№ 17303

Талдинский R-984C, 7 - - - 3 37 1,3

№ 17758

Краснобродский R-984C, 7 4 70 1,5 4 55 2

№ 112

R-984C, 7 4 60 1,5 4 45 2

№ 757

Обратные гидравлические лопаты фирмы «Тегех О&К»

Калтанский RH-90C, № 90090 7 - - - 3 45 1,5

Обратные гидравлические лопаты фирмы «Caterpillar»

Моховский CAT 325В, № 2 1,25 - - - 2,5 37 0,8

Талдинский CAT375LM, № 441 5,1 - - - 2,5 37 1

Краснобродский CAT 375L, № 501 3,1 4 60 1,5 4 45 1,5

CAT345L, № 876 3,1 4 70 1,5 4 55 1,5

— категория угля как горной породы по трудности экскавации (по ЕНВ на открытые горные работы. 1989 г.) [6].

На схеме: азб — угол откоса забоя, град; В — берма безопасности между верхней бровкой откоса забоя и гусеничным ходом экскаватора, м; — высота разрабатываемого слоя (глубина черпания экскаватора), м.

Результаты наблюдений приведены в табл. 1 и табл. 2.

На практике высота слоев на вскрышных и добычных работах составляет 2,5-4 м.

Угол откоса забоя (озб) зависит от состояния разрабатываемой породы и составляет:

- при разработке целика выветрелой полускальной породы — 60-65°;

- при разработке развала породы — 50-55°;

- при разработке угольного пласта без взрывного рыхления («сотрясания») — 60-80°;

- при разработке угольного пласта после взрывного рыхления («сотрясания») — 37-55°.

Параметр В, обеспечивающий устойчивость экскаватора вблизи верхней бровки забоя, составляет 1,5-2 м.

Как видно из результатов изучения забоев обратных гидравлических лопат, высота слоев на практике составляет 2,5-4 м.

Понижение высоты слоя связано с требованием минимизации потерь угля при добычных работах и с технической возможностью экскаватора по прочерпыванию при выемке угольного пласта.

При небольших углах залегания пласта и при недостаточном параметре экскаватора по прочерпыванию возникают условия, когда выемка пласта невозможна без дополнительных потерь.

Оценка технической возможности обратной гидравлической лопаты по прочерпыванию при разработке угольного пласта показана на рис. 2.

На схемах обозначено: Rч — радиус черпания экскаватора на глубине, равной высоте слоя м; Сбр — безопасное положение экскаватора относительно верхней бровки угольного уступа, м; 1 — горизонтальное заложение откоса угольного уступа, м.

Саб = 0,5 • 0й + А , (1)

где Шх — ширина гусеничного хода обратной гидравлической лопаты, м; В — расстояние от гусеничного хода до верхней бровки откоса забоя (см. рис. 1, табл. 1).

а) (R- " Näö)

б) (R- - N,ö)

Рис. 2. Оценка технической возможности обратной гидравлической лопаты по прочерпыванию: а — полная выемка пласта при соответствии радиуса черпания экскаватора высоте ^л; б — то же, при несоответствии

Ь = h^ • ctg Ф . (2)

При (R^ - Näö) > ^ (схема «а» на рис. 2) величина радиуса по прочерпыванию (R4) достаточна для полной выемки угольного пласта на высоту слоя.

При (R^ - Näö) < ^ (схема «б» на рис. 2) образуется призма недобора, препятствующая установке углевозов под погрузку, а при ее разработке бульдозером усложняется организация работ и увеличиваются потери угля. В этом случае необходимо снижать высоту слоя, которая определяется по формуле:

Л* =(R - Näd )• tg ф , (3)

где ф — угол залегания пласта, градус.

Радиус черпания (R4) при глубине черпания, равной высоте слоя (h^), назовем рабочим радиусом черпания. Значения Rm определяются согласно схеме на рис. 3.

На схеме: Rq.v — радиус черпания на горизонте установки экскаватора.

По статистической оценке рабочий радиус черпания (Рч) равен, м,

Р =(0,88 - 0,93)• Р+ й. (4)

Коэффициенты: 0,93 — при 1псл = 4 м; 0,88 — при 1\л = 5 м.

Ил.у

Рис. 3. Схема к определению рабочего радиуса (Нч) экскаватора

Таблица 3

Модель ^ч — С6р) при Модель Е*3' ^ч — С6р) при

экскавато- м3 высоте слоя ^сл), экскавато- м3 высоте слоя

ра м ра (^л ), м

4 5 4 5

иеЬИеп" 5,2 12,9 12,2 САТ 385^ 3,5 9,8 9,1

984С

иеЬИеп" 4,5 9,3 8,6 Тегех 6 6,5 5,8

Р994 РН-40Е

САТ 2,3 4,6 3,9 САТ 345^ 2,5 5,8 5,1

330DL

* Е — вместимость ковша экскаватора.

В табл. 3 приведены значения параметра (Рч — Сбр) для ряда широко применяемых моделей обратных гидравлических лопат.

Решение о снижении высоты слоя менее 4 м принимается на основе сопоставления рабочего радиуса черпания (Рч) и величины горизонтального заложения откоса угольного уступа (X), которое составляет: X = 14,8 м при = 4 м и угле залегания ф = 15°; X = 6,9 м при = 4 м и угле залегания ф =

30°; 1 = 18,6 м при Исл = 5 м и угле залегания ф = 15°; 1 = 8,6 м при Исл = 5 м и угле залегания ф = 30°.

Выводы

Как видно из сопоставления параметров — Сбр) и 1, возможность экскаватора не всегда соответствует возможности «чистой» выемки пласта.

Поэтому при выборе высоты слоя возможны два направления.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

1. На стадии проектирования определяют необходимый рабочий радиус черпания и в проекте принимают требуемую модель экскаватора.

2. Для условий с изменчивостью угла залегания пластов (связанные с геологическими нарушениями) или нецелесообразности приобретения необходимой модели обратной гидравлической лопаты по экономическими или другим соображениям принимают решение о высоте слоя менее 4 м. Практика показывает, что такие решения применяются часто.

В этом случае при расчете высоты слоя по ф. (3) предлагается округлять ее до значений: 2,5 м; 3 м; 3,5 м; 4 м и 5 м (размерный ряд значений высоты слоя).

Число слоев при проходке траншей или разработке уступов равно:

Пё = . (5)

' пё

Число слоев необходимо округлять до верхнего целого с корректировкой слоев по предлагаемому размерному ряду высот.

В зависимости от высоты уступов в безугольной зоне и принятой высоты слоев их число может колебаться от 2 до 6.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Тюленев Максим Анатольевич — кандидат технических наук, доцент, Проноза Владимир Гоигорьевич — доктор технических наук, профессор, Кузбасский государственный технический университет им. Т.Ф. Горбачева,

Стрельников Андрей Владимирович — начальник технического управления ЗАО «Стройсервис».

В.А. Портола, Н.Ю. Луговцова, Е.С. Торосян

СПОСОБЫ ПРЕДОТВРАЩЕНИЯ САМОВОЗГОРАНИЯ УГЛЯ И ВЗРЫВОВ УГОЛЬНОЙ ПЫЛИ В ШАХТАХ

Приведена статистика эндогенных пожаров на угольных шахтах Кузбасса. Рассмотрены методы обнаружения очагов самовозгорания угля и их подавление азотом. Исследованы свойства смесей азота и жидких антипирогенов. Ключевые слова: самовозгорание угля, эндогенные пожары, экзогенные пожары, инертные газы, антипирогены

Самовозгорание угля наносит существенный ущерб окружающей среде, выводит из строя предприятия, угрожает здоровью и жизни людей. Особенно опасны случаи самовозгорания угля в шахтах. Согласно статистическим данным, пожары эндогенного происхождения являются самой распространенной аварией на горных предприятиях Кузбасса, особенно на угольных шахтах. Учитывая большую опасность, которую представляют пожары в подземных выработках (выделение токсичных газов в ограниченный объем горных выработок, их обрушение из-за выгорания и разрушения крепи, возможность взрыва горючих газов и угольной пыли и пр.), профилактике пожаров, особенно эндогенного характера, уделяют повышенное внимание. Пожары в шахтах наносят огромный экономический ущерб предприятиям из-за потерь дорогостоящей угледобывающей техники и подготовленного к выемке угля, расходов на тушение пожаров и восстановление предприятий после ликвидации аварий.

Общее количество пожаров, возникших на угольных шахтах Кузбасса с 2001 по 2010 гг., в т.ч. эндогенного и экзогенного происхождения, а также причиненный ими экономический ущерб, приведены в табл. 1.

Из приведенных данных видно, что наибольшее количество пожаров в шахтах Кузбасса произошло от самовозгорания угля. Причем экономический ущерб от эндогенных пожаров снижается, если процесс самовозгорания обнаруживается и ликвидируется на ранней стадии развития.

Таблица 1

Общее количество пожаров, возникших на угольных шахтах Кузбасса, и причиненный ими экономический ущерб

Год Общее Эндогенные Экзогенные Ущерб от Ущерб от

количе- пожары пожары эндоген- экзоген-

ство по- ных пожа- ных пожа-

жаров ров, тыс. руб. ров, тыс. руб.

2010 6 4 2 243263 30101

2009 2 2 - 49999 -

2008 2 2 - 31699 -

2007 5 3 2 2947 49751

2006 4 3 1 30085 3612

2005 4 2 2 1372 62445

2004 8 8 - 21128 -

2003 7 6 1 74877 1570

2002 6 2 4 500 105780

2001 7 6 1 26765 29

Большая часть эндогенных пожаров в шахтах Кузбасса возникает в выработанном пространстве в результате окисления теряемых скоплений угля и отложившейся угольной пыли.

Развитию процессов самовозгорания способствуют утечки воздуха через обрушенные горные массы, приводящие к генерации тепла за счет окисления угля и особенно отложившейся угольной пыли, химическая активность которой значительно выше, чем у угля. Возможность самовозгорания угольной пыли возросла в последние годы в связи с применением мощной техники, способствующей образованию большого количества мелких летучих частиц угля, большая часть которых оказывается в выработанном пространстве.

Недоступность выработанного пространства существенно осложняет предупреждение и обнаружение на ранней стадии развития возникающих процессов самовозгорания. В настоящее время самовозгорание идентифицируют по появлению в рудничной атмосфере индикаторных газов (оксид углерода, водород и др.). Однако на практике концентрация этих газов колеблется из-за изменения расхода воздуха. Для повышения эффективности обнаружения возникающих оча-

гов эндогенных пожаров целесообразно использовать не концентрацию индикаторных газов, а их интенсивность выделения, которую можно определить по формуле:

qс=СQv,

где С — концентрация выделившегося газа на выходе из скопления угля, объем. доли. ед.; qс — интенсивность выделения индикаторного газа, м3/с; Qv — расход воздуха, проходящего через скопление угля и пород, м3/с.

Учитывая все возрастающие объемы выработанного пространства, в которых и формируется очаг самовозгорания, все большее распространение для предупреждения и подавления эндогенных пожаров в шахтах получают объемные средства. К таким средствам, например, относится пена [1,2] и инертные газы. Существенным недостатком водовоздуш-ных пен и вспененных суспензий остается их недостаточная стойкость. В результате быстрого распада пены резко ограничивается область ее распространения.

Инертные газы способны заполнять большие объемы выработанного пространства. Кроме того возможно также многофакторное воздействие газов. В этом случае происходит инертизация атмосферы, что позволяет полностью исключить генерацию тепла в угле и предотвратить возможные взрывы горючих газов. Кроме того, газ является хладагентом, отнимающим и выносящим тепло из очага.

В шахтных условиях для борьбы с пожарами были использованы практически все доступные инертные газы: углекислый газ, продукты сгорания, азот, сернистый газ. Практика подачи в шахты углекислого газа [3] показала, что ему присущ такой недостаток, как интенсивное поглощение водой и углем, приводящее к быстрому снижению его концентрации в атмосфере. Кроме того, затруднена транспортировка баллонов с углекислым газом, что сдерживает его применение.

Более широкое использование для борьбы с подземными пожарами находят продукты сгорания. Основным способом получения таких газов является работа воздушно-реактивных авиационных двигателей. Разработкой и созданием генераторов инертных газов на таком принципе занимался ВНИИ горноспасательного дела [4]. Генератор ГИГ-1 укомплектован шахтным вентилятором, подающим воздух в камеру сгора-

ния, состоящую из трех секций. Производительность генератора доходила до 350 м/мин, содержание кислорода составляло около 3 %. Температура парогазовой смеси достигала на выходе 250 °С. Длина установки равнялась 13,4 м.

Более совершенной является установка инертных газов ГИГ-4, использующая газотурбинный двигатель АИ-8П. Производительность установки составляет 340 м/мин, температура парогазовой смеси 80-90 °С. Концентрация кислорода в смеси снижена до 1,0 %. Содержание углекислого газа 7,0 %, окиси углерода не более 0,2 %. Длина установки 6,5 м, масса 910 кг. Однако широкому применению разработанных установок мешает ряд недостатков, присущих этому способу получения инертного газа. Поскольку образующаяся смесь имеет высокую температуру (80-90 °С), снижается эффективность охлаждения высокотемпературных областей и происходит разогрев значительных масс угля и пород, находящихся при естественных температурах. Кроме того, большое количество оксида и диоксида углерода в смеси создает опасность отравления людей во время и после работы установки.

Наибольшее распространение при борьбе с пожарами получил азот. Преимуществом азота по сравнению с другими инертными газами и смесями является возможность получения низких температур подаваемого газа. Технология получения азота позволяет практически исключить присутствие кислорода. Благодаря удельному весу, близкому к удельному весу воздуха, азот равномерно распределяется в горных выработках и выработанном пространстве, слабо поглощается. Так, по сравнению с двуокисью углерода, азот поглощается углем слабее в 3-8 раз, породой в 4-6 раз и шахтной водой в 30 раз [5].

Успешное применение газообразного азота на угольных шахтах для борьбы с подземными пожарами началось с 1967 г. Основной целью подачи газообразного азота являлось предотвращение взрывов, ликвидация открытого огня и снижение интенсивности пожара за счет инертизации рудничной атмосферы. Известны также случаи подачи в шахту и жидкого азота [6]. Традиционная подача газообразного азота в выработанное пространство с целью профилактики самовозгорания эффективна только при постоянной подаче, позволяющей сохранять инертную атмосферу в отработанной час-

ти пласта. Такая обработка требует большого расхода азота в действующие выработки. Периодическая подача азота обычно малоэффективна из-за быстрого вымывания газа из выработанного пространства утечками воздуха.

Для повышения эффективности профилактики эндогенных пожаров в подаваемый азот необходимо добавлять ан-типироген, позволяющий снижать химическую активность угля и угольной пыли и после вымывания инертного газа. В настоящее время существует способ, предусматривающий подачу распыленного жидкого антипирогена. Однако из-за быстрого оседания частиц жидкости на поверхности угля и пород, дальность транспортирования жидких частиц незначительна.

Наиболее эффективными добавками к азоту могут быть частицы антипирогена, меняющего свое агрегатное состояние при изменении температуры. Так, для лучшей транспортировки по выработанному пространству, частицы должны быть в твердом состоянии. После оседания на скопления разрыхленного угля и отложений угольной пыли антипироген превращается в жидкость, снижая химическую активность горючего материала. В области самонагревания жидкий антипироген переходит в пар, что позволяет поглотить большое количество тепла из угля.

Наиболее простым путем получения твердых частиц ан-типирогена является распыление жидкого раствора антипи-рогена совместно с жидким азотом. Происходящий обмен энергии сопровождается фазовыми переходами, что приводит к образованию твердых частиц замерзшего антипироге-на, легко транспортируемых потоком газифицированного азота.

Таблица 2

Параметры инертной смеси с температурой -100 °С, полученной при перемешивании воды и жидкого азота

Температура воды (Т№), °С Отношение расхода азота к воде при получении смеси Масса поданной воды на 1 кг азота (й), кг/кг Массовая доля азота в смеси (йд) Массовая доля частиц льда в смеси Теплоемкость смеси (сс), кДж/(кгК)

0 1,820 0,549 0,645 0,355 1,39

20 2,105 0,475 0,678 0,322 1,35

40 2,398 0,418 0,705 0,295 1,32

60 2,680 0,373 0,728 0,272 1,30

80 2,960 0,337 0,748 0,252 1,28

100 3,250 0,307 0,765 0,235 1,26

В случае реализации предложенного способа появится возможность регулировать свойства получаемой смеси (плотность, теплоемкость, содержание твердой фазы, температуру и пр.) путем изменения начальной температуры жидкости, вплоть до применения пара, соотношения распыляемых компонентов и т.д. Параметры инертной смеси из газообразного азота и частиц замерзшей воды, имеющей температуру -100 °С, в зависимости от температуры распыляемой жидкости, приведены в табл. 2.

Проведенные расчеты показали, что теплоемкость образуемой смеси инертного газа и частиц замерзшей жидкости может быть существенно больше теплоемкости сухого азота. Следовательно, повысится эффективность подавления начальной стадии процесса самовозгорания. Количество отнимаемого от угля тепла резко возрастет в результате фазовых переходов льда в жидкое состояние, а затем в пар.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Игишев В.Г., Портола В.А. Исследование самонагревания угля после обработки вспененными составами // Локализация и тушение подземных пожаров: сб. науч. тр. / ВНИИ по горноспасательному делу, Восточное отделение. — Кемерово, 1983. — С. 83 — 86.

2. Игишев В.Г., Портола В.А. Кратность пен, используемых при локализации и тушении эндогенных пожаров. Безопасность труда в промышленности. — 1983. - № 7. — С. 32.

3. Белик И.П., Кондратенко И.И., Горбатенко А.И. и др. Тушение пожара в тупиковых выработках. Безопасность труда в промышленности. — 1979. - № 3. — С.40 — 41.

4. Колышенко М.В. Применение генераторов инертного газа для борьбы с пожарами в шахтах. — М.: Недра. — 1974. -52 с.

5. Осипов С.Н. Применение инертных газов при ликвидации подземных пожаров. — Киев: Техника.-1973.-51 с.

6. Клещев П.Е., Дмитрюк Н.Ф. Предупреждение и ликвидация пожаров на зарубежных шахтах. Техника безопасности, охрана труда и горноспасательное дело. — 1986. — Выпуск 8. — С.36. втш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Портола Вячеслав Алексеевич — доктор технических наук, профессор, portola2@yandex.ru,

Луговцова Наталья Юрьевна — lnyu-70583@bk.ru,

Торосян Елена Самвеловна — старший преподаватель, eltorosjan@mail.ru, Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

В.А. Портола, Е.С. Торосян, Н.Ю. Луговцова

ИССЛЕДОВАНИЕ РАСПРЕДЕЛЕНИЯ ТЕМПЕРАТУР И ВЫДЕЛЕНИЕ ГАЗОВ С ПОВЕРХНОСТИ ГОРЯЩЕГО ОТВАЛА

Самовозгорание породных отвалов наносит огромный ущерб окружающей природе, угрожает здоровью и жизни людей из-за выделения большого количества токсичных газов, а также повышения температуры воздуха и горных пород. Образующиеся при самовозгорании угля и углесодержащих пород такие токсичные газы, как оксид углерода, сероводород, сернистый ангидрид и т.п., распространяются на большие расстояния, нередко достигают рабочих и селитебных зон, превышая предельно допустимые концентрации. Кроме того, эндогенные пожары могут инициировать воспламенения и взрывы горючих газов и угольной пыли. На горящих породных отвалах возможны взрывы за счет интенсивного парообразования в случае попадания воды в образующиеся раскаленные полости. Такие случаи регистрировались при тушении горящих породных отвалов водой, после дождей и интенсивного таяния снега. Ключевые слова: самовозгорание породных отвалов, индикаторные газы, выделение токсичных газов.

ЦЁ сследования распределения температур, а также шГш выделения радона, оксида углерода, водорода и метана с поверхности породного отвала осуществлялись на участке действующего пожара. Для измерения температуры породного отвала использовался инфракрасный пирометр «Радан-2» и контактный электронный термометр ЭТ-1. Определение содержания оксида углерода, водорода и метана в воздухе осуществлялось переносными газоанализаторами «Эндоэкс» и АПГ-1. Для измерения потоков радона с поверхности применялся комплект приборов «Камера».

Визуальное наблюдение показало, что поверхность породного отвала прогрета неравномерно. Очаги с высокой температурой в основном формируются в местах возникновения трещин, нарушений уплотненной поверхности (разрыхленные

участки), возвышенностях и на бортах отвала. Температура поверхности в таких очагах составляла 120-180 0С. В нескольких местах на бортах отвала, где возможен интенсивный подвод воздуха, наблюдался открытый огонь, температура раскаленных пород достигала 500-600 0С. На ровной уплотненной поверхности отвала температура поверхности составляла 20-50 0С.

Концентрация оксида углерода у поверхности отвала колебалась в широких пределах в зависимости от температуры и уплотненности горных пород. Над рыхлой разогретой поверхностью концентрация оксида углерода достигала 0,05 %. В отдельных местах зафиксировано выделение метана (до 0,5 %) и водорода до 0,1 %. Наблюдается значительное колебание удельного выделения радона с поверхности отвала.

Замер температуры породного отвала отбор пробы воздуха осуществлялся в шпурах, пробитых на глубину 30 см от поверхности. Поток радона определялся непосредственно с поверхности отвала. Всего было отобрано десять контрольных точек на поверхности отвала, имеющих различную температуру пород. Первый замер осуществлен 18 июня при температуре окружающего воздуха 26 0С. Повторный замер сделан 10 сентября, температура воздуха составляла 12 0С, за 10 часов перед съемкой прошел дождь. Результаты замеров приведены на рис. 1 — 5.

Замеры, проведенные 18.06, показали, что удельные потоки радона с поверхности отвала имеют небольшие значения. Видимо, это было связано с тем, замеры осуществлялись на уплотненной поверхности. Поэтому при вторичном исследовании газовыделения измерялись также потоки радона над трещинами и в местах с разрыхленной породой. Эти замеры подтвердили значимость проницаемости пород для выноса радона. Так, в двух метрах от точки 2 замер проводился в углублении в рыхлом грунте. Температура поверхности равнялась 52 0С, поток радона достигал 407 мБк/(м2с). Концентрация оксида углерода в углублении составляла 0,0019 %, водорода 0,0008 % и метана 0,05 %. В 10 см от точки 3 проходила трещина. На участке трещины, выделявшем пар, температура пород составляла 48 0С, а там, где выделения пара не наблюдалось, температура пород в трещине колебалась от 60 до 90 0С. Поток радона над трещиной равнялся 161 мБк/(м2с). В

трех метрах от точки 5 проходила трещина с температурой пород 64 0С, с выделением пара. Оксид углерода в исходящем воздухе отсутствовал, концентрация водорода достигала 0,3 %, а метана 1,0 %. Поток радона над трещиной равнялся

316 мБк/(м2 с).

Рис. 1. Распределение температуры в контрольных точках

Рис. 2. Концентрация оксида углерода в контрольных точках

точки измерений

Рис. 3. Потоки радона в контрольных точках

Из приведенных данных видно, температура горящего породного отвала за контрольный период в среднем незначительно снизилась, что можно объяснить сезонным похолода-

нием и атмосферными осадками, выпадавшими перед замерами. Снижение температуры горящих пород привело и к общему снижению концентрации оксида углерода, водорода и метана. В то же время вынос радона при второй съемке существенно возрос. Данный факт можно объяснить снижением температуры атмосферного воздуха, что привело к росту тепловой депрессии, развиваемой горящим породным отвалом. Кроме того, выпавший накануне замеров дождь, видимо, способствовал десорбции молекул радона с поверхности частиц породы. Возможно, усилению выделения радона могло способствовать разрушение породы в результате возникающих температурных градиентов.

Анализируя результаты съемок, можно отметить неравномерность выделения радона по поверхности породного отвала и увеличение этого показателя во время второй. Неравномерность потоков радона с поверхности можно объяснить тремя причинами. Во-первых, это различная плотность пород, влияющая на коэффициент проницаемости отвала. Второй причиной может быть неравномерность прогрева пород в отвале, что сказывается на величине тепловой депрессии, влияющей на формирование конвективных потоков воздуха к поверхности. Третьей причиной может быть образование на поверхности отвала зон с различной направленностью потоков воздуха.

1 2 345 6 7 8910 точки измерении

Рис. 4. Содержание водорода в контрольных точках

1 0 . и га н 1 0 . с е н

1 2 345 67 В 010 точки измерений

Рис. 5. Концентрация метана в контрольных точках

Таким образом, проведенные исследования показали, что концентрация оксида углерода и потоков радона в некоторых точках поверхности отвала может существенно превышать допустимые санитарные нормы для рабочих зон. Интересным фактом является повышенная концентрация водорода в отдельных точках отвала.

Анализируя полученные результаты, можно сделать вывод о возможности определения температуры и размера прогретой области горящих породных отвалов по содержанию и соотношению индикаторных газов в надповерхност-ном слое отвала.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Скочинский А.А., Макаров С.З. Исследования о применении антипи-рогенов при борьбе с рудничными пожарами. — М. — Л.: Изд-во АН СССР, 1947. — 237 с.

2. Линденау Н.И., Маевская В.М., Крылов В.Ф. Происхождение, профилактика и тушение эндогенных пожаров. — М.: Недра, 1977. — 319 с.

3. Игишев В.Г. Борьба с самовозгоранием угля в шахтах. — М.: Недра, 1987. — 176 с. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Портола Вячеслав Алексеевич — доктор технических наук, профессор, portola2@yandex.ru,

Луговцова Наталья Юрьевна — lnyu-70583@bk.ru,

Торосян Елена Самвеловна — старший преподаватель, eltorosjan@mail.ru,

Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

А

Е.Г. Домнина, Н.В. Павлов, В.С. Воронцов

ПРИМЕНЕНИЕ НОВЫХ ИНФОРМАЦИОННЫХ ТЕХНОЛОГИЙ В ГОРНОДОБЫВАЮЩЕЙ И ГОРНОПЕРЕРАБАТЫВАЮЩЕЙ ОТРАСЛИ КАК СРЕДСТВО СНИЖЕНИЯ ЗАТРАТ НА ПРОИЗВОДСТВО

Приведено описание программного продукта системы автоматизированного проектирования технологического проектирования САПРТП, как систему проектирования технологических процессов горношахтного производства, которая позволяет с различной степенью автоматизации проектировать единичные, групповые и типовые технологические процессы по многим направлениям.

Ключевые слова: автоматизация, горношахтное производство, проектирование, технологический процесс, сварка.

В настоящее время в связи с новым витком развития горнодобывающей и горно-перерабатывающей отрасли в Российской Федерации и повышению требований к качеству подготовки и изготовлению конкурентоспособной продукции, становится актуальным развитие прикладных программ по автоматизации а, следовательно, и упрощения проектирования производственных операций связанных с разработкой и проектированием различных видов продукции выпускаемых для горно-перерабатывающей отрасли

Проектирование технологических процессов является довольно рутинной работой. Сделать работу технолога более привлекательной, творческой — задача любого САПРТП.

При производстве изделий в машиностроении важнейшим является этап технологической подготовки производства (ТПП). В связи с этим одним из направлений развития систем автоматизированного проектирования (САПР) в настоящее время является разработка САПР ТПП. Применение подобных программ позволит [1]:

• снизить затраты времени по технологической подготовке производства;

• исключить ошибки при расчетах;

• осуществить выбор наиболее рационального и экономически выгодного проекта.

Анализ существующих САПР показал, что они не отражают всех специфических особенностей необходимых при проектировании технологического процесса сборки и сварки металлоконструкций и в основном направлены на общее машиностроение.

В результате чего была поставлена задача — создание специализированного приложения полностью отвечающего особенностям проектирования технологического процесса при производстве сварных металлоконструкций.

Задача была решена за счет создания приложения «САПРТП» [2].

При загрузке приложения на главной форме (рис. 1) происходит визуальное отображение подсистемы «Хранилище проектов» (рис. 2) в виде «дерева».

Данная подсистема предоставляет возможность создавать, хранить и обрабатывать проекты.

После выбора существующего или создания нового проекта происходит загрузка отдельной базы данных (БД) с набором шаблонных таблиц:

• служебная информация;

• обозначение;

• сборочные единицы;

• детали;

• стандартные изделия;

¿]Г САПРТП

Проект Элементы тех.процесса Печать

ЁЭ ТР

каркас

/г ¡¿3 Короб

1НЙ1 Лопата

г-р^ Перекрытие

ГЧг^ Плита

!НЙ1 Рама

Рис. 1. Гпавная форма «САПРТП»: 1-хранилище проектов

Рис. 2. Структурная схема комплекса

• материалы;

• покупные изделия;

• операции;

• документация;

• основное и вспомогательное оборудование;

• технические требования;

• требования безопасности;

• сварные соединения.

Заполнение таблиц с покупными изделиями, основным и вспомогательным оборудованием, материалами, стандартными изделиями осуществляется на основе данных подсистемы «Справочные данные» (рис.2).

Данные этой подсистемы могут редактироваться с учетом экономических возможностей и производственных потребностей предприятия.

Одновременно с загрузкой шаблонных таблиц, происходит отображение дочернего окна с информацией по проекту (рис. 3).

Первый компонент содержит служебную информацию и элементы спецификации (сборочные единицы, детали, стандартные изделия и т.д.)-

г САПРТП - [Короб]

Проект Элементы тех.процесса

тр

каркас Короб " Лопата Перекрытие ¡О Плита Рама

у

В Обозначение

ФЮРА 00000.001 00 СБ 8 Сборочные единицы Сб.ед.1

□ Детали

Ребро

Боковина

Лист

В Стандартные изделия Уголок. 45*45" 4 Уголок 70*70*5 Уголок 70*70*5 Уголок 45"45*4 Материалы Б Покупные изделия Мадйопк (401М|

В Операции

в 5 ш 10 в 15 е 20 в 25 в 30 0 35 В 40 Й 45 в 50 в" 55 в 60 В 65 в 70 в Документация

ФЮРА 00000.001 00 СБ Е Оборудование Ешагс 520 В Тех требования 1 2

В- Требования безопасности

Для дуговой сварки плавлением Для газосварщика

Рис. 3. Форма проекта «САПРТП»: 1 — служебная информация и элементы спецификации; 2 — элементы технологического процесса

При создании пункта спецификации необходимо заполнить значения ряда основных параметров, характеризующих элемент, используемый в дальнейшем при разработке технологического процесса и различных расчетах (например, нормирование времени и материалов). Занесение элементов спецификации в проект из этого раздела запрещено. Это

действие допустимо только из диалога описания технологических операций. Данное ограничение позволяет избежать внесения избыточной информации, не использующейся в дальнейшем при описании технологических операций.

Внесение стандартных изделий в проект осуществляется путем выбора из БД названия элементов, после чего автоматически предлагается возможные варианты типоразмеров.

Второй компонент содержит информацию о технологическом процессе (рис. 3).

В ходе работы над проектом инженер-технолог производит добавление и описание элементов технологического процесса (деталей, сборочных единиц и сварное соединение), при помощи соответствующих диалогов, мастеров и редакторов. После чего информация отображается в соответствующих разделах формы проекта «САПРТП».

Одним из основных элементов производства сварных металлоконструкций, который автоматизирован в приложении «САПРТП» является сварное соединение, так как требует многочисленных расчетов по выбору режимов, оборудования, материалов и т.д. В приложении используются расчеты параметров режимов сварки (ручная дуговая сварка, сварка в защитных газах, сварка под слоем флюса, точечная и шовная контактная сварка).

В основу расчетов заложены типоразмеры сварных соединений по ГОСТ [3,4,5,6], за обработку которых отвечает раздел «Справочные данные» (рис. 2). В этом же разделе находятся инструкции по охране труда [7,8] основных работ и другая нормативно техническая документация (НТД).

Рассмотренные разделы относятся к «Системе сбора информации», работающей в тесном взаимодействии с «Системой оценки и проверки данных» (рис. 2), осуществляющей контроль полноты вводимой информации.

Для нормирования времени технологической операции в приложение «САПРТП» включено подпрограмма «Нормировщик», взаимодействующее с «САПРТП» через «Систему переоценки» (рис. 2).

Результатом работы приложения является предоставление пользователю конечного проекта в виде технологической

документации в соответствии с Единой системой технологической документации (ЕСТД) [9,10].

Приложение «САПРТП» может использоваться в сварочном производстве машиностроительного предприятия, а также в различных отраслях народного хозяйства.

Вывод

Разработано специализированное приложение автоматизированного проектирования технологического процесса сборки и сварки металлоконструкций для горношахтной про-мышленнсти, позволяющее снизить затраты времени по технологической подготовке производства, исключить ошибки при расчетах, осуществлять выбор наиболее рационального и экономически выгодного проекта.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ли К. Основы САПР (CAD\CAM\CAE). — СПб.: Питер, 2004. — 560с.

2. Свидетельство № 2008612023 о государственной регистрации программ для ЭВМ / Система автоматизированного проектирования технологического процесса сборки и сварки металлоконструкций / Павлов Н.В., Крюков А.В. от 23.04.08.

3. ГОСТ 5264-80. Ручная дуговая сварка. Соединения сварные. Основные типы, конструктивные элементы и размеры.

4. ГОСТ 14771-76. Дуговая сварка в защитном газе. Соединения сварные. Основные типы, конструктивные элементы и размеры.

5. ГОСТ 8713-79. Сварка под флюсом. Соединения сварные. Основные типы, конструктивные элементы и размеры.

6. ГОСТ 15878-79. Контактная сварка. Соединения сварные. Конструктивные элементы и размеры.

7. ТОИ Р-66-20-93 (с изм. 1 1995) Типовая инструкция по охране труда для электросварщиков ручной сварки.

8. ТОИ Р-66-06-93 (с изм. 1 1995) Типовая инструкция по охране труда для газосварщиков (газорезчиков).

9. ГОСТ 3.1407-86 Единая система технологической документации. Формы и требования к заполнению и оформлению документов на технологические процессы (операции), специализированные по методам сборки.

10. гОсТ 19.106-78 Единая система программной документации. Требования к программным документам, выполненным печатным способом. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Домнина Елена Гзннадьевна —

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

старший преподаватель, DE_3011@mail.ru,

Павлов Николай Викторович — старший преподаватель,

Pavlin 123@ram Ь^Г. Ш,

Воронцов Владимир Сергеевич — студент,

Юргинский технологический институт (филиал) «Национальный исследовательский Томский политехнический университет».

В.А. Портола, Е.С. Торосян, Н.Ю. Луговцова

КОНТРОЛЬ САМОНАГРЕВАНИЯ УГЛЯ В ШАХТАХ ПО СОДЕРЖАНИЮ ЖИДКОГО АЭРОЗОЛЯ

Обосновано применение для обнаружения стадии самонагревания угля в шахтах контроля за содержанием в рудничной атмосфере жидкого аэрозоля. Приведены результаты лабораторных и шахтных исследований устройства обнаружения самонагреваний угля.

Ключевые слова: шахта, самонагревание угля, жидкий аэрозоль; сорбент.

Эндогенные пожары в угольных шахтах возникают в основном в выработанном пространстве, что значительно затрудняет их обнаружение на ранней стадии развития. Как показала практика, применение приборов контроля температуры горных пород (как дистанционного, так и контактного действия) оказывается эффективным только для обнаружения очагов самовозгорания, непосредственно примыкающим к действующим горным выработкам [1, 2].

Наибольшее распространение в шахтах получили способы обнаружения очагов самовозгорания, основанные на измерении в рудничной атмосфере таких индикаторных пожарных газов, как оксид углерода, водород, предельные и непредельные углеводороды. Однако исследования показывают, что интенсивное выделение этих газов из угля происходит при температуре более 150 оС. Интенсивность повышения температуры очага самовозгорания резко возрастает, быстро достигая пламенного горения.

Вследствие недостатков газоаналитического метода, обнаруженные с его помощью очаги самовозгорания представляют реальную угрозу для шахтеров из-за опасности отравления образующимися токсичными продуктами, а также возможности воспламенения скоплений горючих газов и угольной пыли. Последствиями возникновения эндогенных пожа-

ров могут быть консервация огромных запасов угля, подготовленных к выемке, потеря дорогостоящей угледобывающей техники, сдерживание темпов развития горных работ, большие материальные затраты на ликвидацию аварийной ситуации, угроза здоровью и жизни горнорабочих.

Тушение эндогенных пожаров, перешедших в стадию пламенного горения очень трудоемкий процесс, сопряженный с рядом опасных факторов. Поэтому для предотвращения развития эндогенных пожаров необходимо своевременно применять профилактические мероприятия, а особенно важно применять способы, позволяющие обнаруживать раннюю стадию процесса самонагревания угля.

Исследование процесса самовозгорания показывает, что на первой стадии (стадия самонагревания) происходит очень медленное повышение температуры, и она может длиться 20 — 100 суток. Однако обнаружить данную стадию очень сложно, в основном по повышению температуры угля, так как летучие продукты еще не выделяются в рудничную атмосферу. Данная стадия требует незначительного количества кислорода, поэтому заметного прогревания воздуха также не происходит.

Информационной (с точки зрения обнаружения процесса самовозгорания) является стадия выпаривания влаги. Особенностью этой стадии является прекращение нагрева скопления угля и стабилизация температуры скопления на уровне 80-100° С [3]. Образующаяся при окислении угля теплота расходуется на испарение как исходно содержащейся в скоплении влаги, так и воды, образовавшейся в ходе химических реакций. Поэтому выделяющийся в рудничную атмосферу пар можно использовать в качестве индикатора процесса самонагревания на ранней стадии, когда остальные индикаторные газы в угле еще не образуются.

С целью обнаружения ранней стадии процесса самовозгорания угля, предложен способ, основанный на измерении влагосодержания рудничного воздуха [4]. Однако шахтные исследования показали, что данный метод не срабатывает при относительной влажности воздуха, близкой к 100 %. Так, проведенные в шахтах замеры показали, что в теплое время

года, а также при обильном притоке воды в горные выработки воздух, поступающий в выработанное пространство, полностью насыщен влагой. Поэтому влагосодержание исходящего из выработанного пространства воздуха может повыситься только при росте его температуры, что на ранней стадии самонагревания и удаленности очага от забоя практически невозможно.

С целью повышения эффективности обнаружения стадии самонагревания угля был предложен способ, основанный на определении суммарного содержания в рудничном воздухе пара и жидкого аэрозоля [5]. Для оценки содержания в рудничной атмосфере жидкого аэрозоля, образовавшегося в воздухе после прохождения через нагретый уголь, использовался адсорбционный метод. Применение данного метода позволяет измерить количество жидкого аэрозоля, образующегося в результате охлаждения воздуха, прошедшего через очаг самонагревания, находящегося на стадии выпаривания влаги. Проведенные исследования показали, что для замера суммарного содержания в рудничной атмосфере жидкого аэрозоля и пара можно использовать капсулу (рис. 1), содержащую 10 г сорбента [5]. В качестве сорбента опробованы силикагель и активированный уголь.

В ходе лабораторных и шахтных исследований был использован силикагель марки КСКГ. В лабораторных условиях оценивалось влияние расхода воздуха, прокачиваемого через емкость с сорбентом, на количество поглощенного пара и жидкого аэрозоля. Полученные результаты показали, что при расходе воздуха 1, 25 л/мин и менее практически весь содержащийся жидкий аэрозоль и пар поглощаются. При большем расходе воздуха количество поглощенной сорбентом воды уменьшается (рис. 2).

Рис. 1. Емкость с сорбентом: 1 — корпус; 2,3 — крышки; 4 — крышка с сеткой

0.25

0.24

0.23

0.22

0.21

0.2

0.19

0.18

0.17

0.16

0.15

0.1

Количество

7 6 5

4

1 2

1

воздуха, л/мин -1-1-1-

8 1 1.2 1.4 1.6 1.8 2 2.2 2.4 2.6 2.8 3

Рис. 2. Зависимость количества поглощенной сорбентом влаги от расхода воздуха

Для изучения процесса выделения пара из угля при нагревании и возможности идентификации повышенной температуры угля разработанным устройством была смонтирована установка. Емкость с измельченным углем помещалась в нагреваемую воду. Проходящий через уголь воздух прокачивался через емкость с сорбентом. В ходе экспериментов менялась начальная влажность угля.

Проведенные эксперименты показали, что с ростом температуры угля увеличивается содержание влаги в прошедшем через скопление воздухе. Так, при повышении температуры угля с 26 оС до 40 оС содержание влаги в воздухе возросло в два раза, а при 70 оС почти в 3 раза. Устройство позволяет фиксировать даже незначительное увеличение содержания влаги в воздухе.

Апробация устройства для определения общего количества влаги в воздухе была проведена на участке лавы № 5 шахты «Владимирская». Одновременно определялась относительная влажность воздуха с помощью психрометра (затем

по таблицам находили влагосодержание воздуха) и суммарное количество пара и жидкого аэрозоля разработанным устройством. Замеры производились на входящей в лаву струе воздуха на сопряжении лавы и вентиляционного штрека № 5 и на исходящей струе в кутке на сопряжении лавы с конвейерным штреком № 5.

Эксперименты показали, что относительная влажность входящего в выработанное пространство воздуха составляла 95 %, влагосодержание 8,23 г/кг, на выходе из выработанного пространства влажность повышается до 98 %, влагосодер-жание воздуха возрастает до 8,50 г/кг. Применение сорбента позволило установить, что в воздухе дополнительно содержится сконденсировавшаяся влага, так как суммарное количество пара и жидкого аэрозоля в исходящей струе составляло 9,55 г/кг. Учитывая наличие жидкого аэрозоля в исходящем воздухе, можно предположить, что выработанном пространстве происходит повышение температуры.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Захаров Е.И., Панферова И.В. Обнаружение очагов самовозгорания угля в шахтах на ранней стадии их развития // Уголь. — 1990. — № 3. — С.48-49.

2. Определение местонахождения очагов самовозгорания угля в выработанном пространстве / Пашковский П.С., Гусар Г.А. // Горноспасательное дело: Сб. науч. Тр. / НИИГД. — Донецк, 1993. — С. 89-94.

3. Линденау Н.И., Маевская В.М., Крылов В.Ф. Происхождение, профилактика и тушение эндогенных пожаров. — М.: Недра, 1977. — 319 с.

4. Белавенцев Л. П. Контроль ранних стадий самовозгорания угля по теплофизическим параметрам рудничного воздуха / Л.П. Белавенцев, В. А. Скрицкий, А. Я. Каминский // Способы и средства предупреждения самовозгорания угля в шахтах: Сб. науч. тр./ ВостНИИ. — Кемерово, 1988. — Т. 49. — С. 4-14.

5. Портола В.А., Лабукин С.Н. Обнаружение очагов самовозгорания угля на ранней стадии развития. Безопасность труда в промышленности. — 2009. — № 4. — С. 34 — 37. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Портола Вячеслав Алексеевич — доктор технических наук, профессор, portola2@yandex.ru,

Луговцова Наталья Юрьевна — lnyu-70583@bk.ru,

Торосян Елена Самвеловна — старший преподаватель, eltorosjan@mail.ru, Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

Е.С. Торосян, 2012

В.А. Портола, Н.Ю. Луговцова, Е.С. Торосян

ВЛИЯНИЕ ИНЕРТНОЙ СМЕСИ НА ИЗМЕНЕНИЕ ХИМИЧЕСКОЙ АКТИВНОСТИ УГЛЯ

Процесс добычи угля в шахтах сопровождается образованием в выработанном пространстве скоплений горючего материала, при окислении которого выделяется тепло. При поступлении необходимого количества воздуха и создании благоприятных по теплообмену с окружающей средой условий развивается процесс самовозгорания, приводящий к возникновению подземного эндогенного пожара. Основную опасность для развития процесса самовозгорания представляют теряемые в выработанном пространстве шахт скопления угля и угольной пыли, образующиеся при оседании пыли выносимой из забоя потоками воздуха.

Ключевые слова: самовозгорание угля, эндогенные пожары, экзогенные пожары, инертные газы, антипирогены.

Л ля предупреждения развития очага самовозгорания можно использовать антипирогены, взаимодействие которых с углем или угольной пылью снижает их химическую активность. В качестве антипирогенов можно использовать воду, которую для лучшей обработки скоплений угля и пыли лучше перевести в состояние аэрозоля. Повысить эффективность обработки можно путем добавки в воду различных компонентов. С целью увеличения дальности транспортирования антипирогенов целесообразно капли воды или водных растворов переводить в твердое состояние путем охлаждения составов до температуры замерзания жидкости. В качестве газовой фазы таких антипирогенов можно использовать инертные газы, не содержащие кислород, например, азот.

Подача в выработанное пространство инертной смеси, состоящей из газообразного азота и частиц льда, приведет к уменьшению химической активности угля и осевшей угольной пыли по отношению к кислороду за счет воздействия нескольких факторов. Одним из факторов, снижающих химическую активность угля, является падение его температуры при взаимодействии с частицами льда и низкотемпературным газом. Так, согласно закону Аррениуса, скорость химических реакций определяется выражением

к = Ав~Е/ [Т, (1)

где А — фактор эффективности соударений; Е — энергия активации, кДж/кмоль; [ — универсальная газовая постоянная, кДж/(кмоль К); Т — температура, К.

Согласно уравнения (1), скорость взаимодействия между углем и кислородом существенно снижается при охлаждении угля. Дополнительный эффект изменения химической активности угля после обработки инертным составом, обусловлен образованием воды при таянии частиц льда. Появляющаяся жидкость формирует на поверхности угля защитную пленку, препятствующую проникновению кислорода к активным центрам. Снижение количества выделяемого при окислении угля тепла происходит при подаче инертного состава также из-за уменьшения концентрации кислорода в атмосфере выработанного пространства.

Определение химической активности угля необходимо для оценки возможности рецидива процесса самовозгорания после обработки выработанного пространства с очагом пожара инертным составом. Необходимо также исследовать перспективу применения инертных составов для профилактики самовозгорания угля.

Серия экспериментов оценивала влияние на химическую активность угля снижения его температуры. С этой целью пробы угля в сорбционном сосуде помещали в термостат с различной температурой. Для каждой пробы угля измерение химической активности производили через 24, 65, 148 и 252 часа. Заполнение сорбционного сосуда свежим воздухом

осуществлялось каждые 24 часа. Результаты исследований приведены в табл.1.

Анализируя приведенные в табл. 1 данные можно сделать вывод, что снижение температуры угля значительно уменьшает химическую активность угля по отношению к кислороду. Так, при охлаждении с 20 до 3 0С химическая активность угля падает Таблица 1

Изменение химической активности угля при охлаждении

Температура угля, 0С

Удельная скорость сорбции, см /(г-ч)

Время от начала сорбции, ч

24 65 148 252

20 0,0625 0,0416 0,0216 0,0109

7 0,0268 0,0173 0,0112 0,0069

3 0,0127 0,0074 0,0043 0,0037

0 0,0079 0,0039 0,0021 0,0017

-5 0,0058 0,0026 0,0015 0,0011

-10 0,0044 0,0021 0,0009 0,0007

в 3 — 4 раза. Наибольшее уменьшение химической активности наблюдается у свежеобнаженного угля. По мере увеличения времени контакта углем с воздухом, эффект снижения химической активности угля за счет охлаждения уменьшается. Средняя химическая активность угля за время эксперимента снизилась с 0,0234 см3/(гч) (температура 20 °С) до 0,0056 см3/(гч) (температура 3 °С).

Еще более эффективно оказалось снижение температуры до отрицательных значений. Например, при температуре -5 °С удельная скорость сорбции кислорода углем через 24 часа равнялась 0,0058 см3/(гч), а через 65 часов снизилась до 0,0026 см3/(гч). Можно также отметить, что наибольшая скорость снижения химической активности отмечается при падении температуры угля в пределах от 20 до 0°С. Дальнейшее охлаждение угля незначительно уменьшает химическую активность угля.

Исходя из полученных результатов, можно рекомендовать производить профилактику процесса самовозгорания угля в выработанном пространстве шахт путем снижения температуры обрушенных скоплений до значения 0°С. При 156

тушении очагов самовозгорания также следует снижать температуру обрабатываемого угля не до 25°С (при которой пожар можно списывать в категорию потушенных), а до температуры замерзания воды. Такая обработка позволит избежать рецидива пожара в последующем.

Таким образом, проведенные исследования показали, что снижение температуры угля способно уменьшить скорость сорбции кислорода углем в 3-10 раз. Поэтому предварительное охлаждение выработанного пространства со скоплениями разрыхленного угля инертными составами позволит предотвратить развитие самовозгорания и отказаться от применения дорогостоящих, а иногда токсичных и экологически вредных способов.

Изучение влияния газообразного азота и жидкой фазы инертных смесей, образующихся после таяния и оседания частиц льда на поверхности угля, производилось в следующей серии экспериментов. Пробы измельченного угля перед помещением в сорбционный сосуд продувались чистым азотом, а также азотом с частицами распыленной воды. Опыты проводились при температуре 25 °С. Одновременно исследовался необработанный уголь. Результаты эксперимента приведены в табл. 2.

Проведенные исследования показали, что частицы воды, осевшие на поверхность угля после подачи инертной смеси, производят антипирогенное действие на уголь. Так, химическая активность не окисленного угля снизилась в 1,58 раза. По мере окисления угля антипирогенный эффект обработки водой снижается.

Обработка угля только газообразным азотом привела к увеличению химической активности угля. Этот эффект может быть объяснен удалением кислорода, физически адсорбированного на поверхности угля, потоком азота. Поэтому после восстановления притока воздуха кислород начинает более интенсивно поглощаться углем.

Таблица 2

Изменение химической активности угля при обработке

Вид обработки угля Удельная скорость сорбции, см3/(г-ч)

Время от начала сорбции, ч

24 65 148 252

Необработан 0,0563 0,0324 0,0175 0,0092

Обработан азотом с 0,0356 0,0263 0,0131 0,0063

частицами воды

Обработан газообразным 0,0598 0,0352 0,0183 0,0105

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

азотом

Таким образом, проведенные исследования показали, что инертные составы могут использоваться в качестве анти-пирогенов для предупреждения самовозгорания угля, а также предотвращения рецидивов пожаров после их тушения.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Скочинский А.А., Макаров С.З. Исследования о применении антипи-рогенов при борьбе с рудничными пожарами. — М. — Л.: Изд-во АН СССР, 1947. — 237 с.

2. Линденау Н.И., Маевская В.М., Крылов В.Ф. Происхождение, профилактика и тушение эндогенных пожаров. — М.: Недра, 1977. — 319 с.

3. Игишев В.Г. Борьба с самовозгоранием угля в шахтах. — М.: Недра, 1987. — 176 с. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Портола Вячеслав Алексеевич — доктор технических наук, профессор, portola2@yandex.ru,

Луговцова Наталья Юрьевна — lnyu-70583@bk.ru,

Торосян Елена Самвеловна — старший преподаватель, eltorosjan@mail.ru, Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

В.Ф. Торосян, Е.С. Торосян

КРИТЕРИИ ЭКОЛОГИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ СОСТОЯНИЯ ВОДНЫХ ОБЪЕКТОВ ГОРНОПРОМЫШЛЕННЫХ РАЙОНОВ

Проанализированы количественные (ресурсные) и качественные аспекты, определяющие проблему состояния поверхностных вод горнопромышленных районов.

Ключевые слова: водные ресурсы, количественная оценка, степень загрязненности, гидрологические особенности, ресурсные критерии оценки, единовременный отбор, эколого-санитарная классификация, максимальное значение концентрации примеси (мг/дм, мкг/ дм3, доли ПДК), повторяемость случаев загрязненности (по отдельным показателям,%), удельный комбинатор-ный индекс загрязненности воды, гидрологические и гидрохимические характеристики.

ричины экологических проблем главной водной ар-П I терии Кузбасса — реки Томь, известны со времен начала индустриального освоения Кузнецкого края. Интенсивное использование природных ресурсов, создание крупной металлургической и топливно-энергетической базы, развитие «большой химии», рост городов — все это способствовало ухудшению её экологического состояния. А между тем роль Томи в жизни Обь-Иртышского водного бассейна и его множественных обитателей исключительна. Каждую секунду около 1200 кубических метров воды реки Томь поступают в Обь и, если загрязнена Томь — страдает Обь.

Проблема состояния поверхностных вод горнопромышленных районов имеет два аспекта — количественный (ресурсный) и качественный. В целом оценка качества поверхностных вод (прежде всего степени их загрязненности) разработана относительно хорошо и базируется на весьма представительном пакете нормативных и директивных документов, использующих прямые гидрохимические и гидрологические методы и критерии оценки.

Оценка количественных аспектов водных ресурсов горнопромышленных районов ( в том числе их загрязнения) преследует две цели:

— оценку возможности водных ресурсов для удовлетворения потребностей планируемой деятельности;

— оценку последствия возможного изъятия части водных ресурсов и загрязнения оставшихся ресурсов для других предприятий и жизнедеятельности населения.

Для таких оценок необходимо исходить из знания гидрологических особенностей и закономерностей режима водных объектов, являющихся источниками водоснабжения, а также существующих уровней водопотребления и объемов водных водных ресурсов, требуемых для реализации проекта. Что является оценкой прямого воздействия планируемой деятельности на количество водных ресурсов.

Большое значение имеют также косвенные воздействия, к которым относятся: нарушения русла рек, изменение поверхности водосбора, подпруживание (подтопление) при строительстве или понижение уровня грунтовых вод и др.

Ресурсные критерии оценки. Для поверхностных вод горнопромышленных районов в качестве оценки их ресурсов рекомендуются два наиболее емких показателя: величина поверхностного (речного) стока или изменение его режима применительно к определенному бассейну и величина объема единовременного отбора воды (табл. 1).

Качественные критерии оценки. В связи со сложностью и разнообразием химического состава природных вод, а также возрастающим количеством загрязняющих веществ (для водоемов питьевого и культурно-бытового назначения более 1625 вредных веществ, для водоемов рыбохозяйственного назначения — более 1050) разработаны методы комплексной оценки загрязненности поверхностных вод, которые разделяются на две группы.

К первой относятся методы, позволяющие оценить качество воды по совокупности гидрохимических, гидрофизических, гидробиологических и микробиологических показателей (табл. 2)

Вода с различной степенью загрязнения разделяется на классы. Однако одно и тоже состояние воды по разным показателям может быть отнесено к различным классам качества, что является недостатком данных методов.

Таблица 1

Ресурсные критерии оценки состояния поверхностных вод

Классы состояния поверхностных вод

Оценочные показатели Норма Риск Кризис Бедствие

(Н) (Р) (К) (Б)

Изменение речного стока, Не менее 15-20 50-70 Более 75

% от первоначального 15

Объем возможного едино- Не менее 1-5 Менее Отсутствует

временного водоотбора, 5 1

м3/с

Таблица 2

Эколого-санитарная классификация качества поверхностных вод

Наименование по- Предельно- Чистая Удовлетвори- Загряз- Грязная

казателя чистая тельной ненная

чистоты

Гидрофизичес

кие

Взвешенные ве- Менее 5 5-14 15-30 31-100 Более 100

щества,мг/л

Прозрачность Более 3 3,0-0,55 0,50-0,35 0,30- Менее

(по диску Секи), м 0,15 0,15

Гидрохимические

NH4+ мгМл Менее 0,05 0,05-0,20 0,21-0,50 0,51- Более2,5

2,5

N02" мгМл Менее 0,007 0,007- 0,026-0,08 0,081- Более0,15

0,0025 0,15

N03" мгМл Менее 0,05 0,05-0,15 0,51-1,5 1,51- Более 2,5

2,5

Р04-3 мгР/л Менее 0,005 0,005- 0,31-0,10 0,11- Более0,30

0,03 0,30

Вторую группу составляют методы, основанные на использовании обобщенных числовых характеристик качества воды, определяемых по ряду основных показателей и видам

ее использования. Такими характеристиками являются индексы качества воды, коэффициенты ее загрязненности.

Для оценки уровня загрязнения поверхностных вод суши используются следующие статистические характеристики и показатели загрязнения [1]:

— максимальное значение концентрации примеси (мг/дм3, мкг/ дм3, доли ПДК);

— среднее значение концентрации примеси (мг/дм3, мкг/ дм3, доли ПДК);

— повторяемость случаев загрязненности по отдельным показателям,%;

— удельный комбинаторный индекс загрязненности воды (УКИЗВ), безразмерный (табл. 3).

Наибольшую долю в общую оценку степени загрязненности воды вносят критические показатели загрязнения (КПЗ), на которые необходимо обратить внимание при планировании и осуществлении водоохранных мероприятий.

Для получения сопоставимых данных общее количество веществ, выбранных для комплексной оценки воды, составляет не более 16 ингредиентов и показателей качества воды:

— обязательных для рек при расчете комплексных оценок (12-15 показателей)- растворенный кислород, медь, марганец, железо, цинк, нитраты, ионы аммония, никель, хлориды, сульфаты, фенолы;

— специфических загрязняющих веществ, характерных для определенных водных объектов или отдельных створов.

Например, для Кемеровской обл. к специфическим загрязняющим веществам относятся: фосфаты, шестивалентный хром, железо, марганец, фториды, формальдегид, фенол, свинец и др.

Если количество общих и специфических показателей качества воды превышает 16, из перечня исключают вещества, значения которых не превышает ПДК (например, нитраты, хлориды).

Помимо вышеуказанных важное место среди критериев экологической оценки состояния водных объектов горнопромышленных районов занимают индикационные критерии оценки. В последние годы биоиндикация (наряду с традиционными химическими и физико-химическими методами) получила достаточно широкое распространение при оценке ка-

чества поверхностных вод. Она по функциональному состоянию (поведению) тест-объектов (ракообразные — дафнии, водоросли — хлорелла, рыбы — гуппи) позволяет ранжировать воды по классам состояний (норма, риск, кризис, бедствие) и, по существу, дает интегральную оценку их качества, а также определяет возможность использования воды для питьевых и других связанных с биотой целей.

8 Таблица 3

Классификация качества воды водных объектов по значению удельного комбинаторного индекса загрязненности воды (с учетом КПЗ)

Класс и разряд Характеристика состояния загрязненности Значение удельного комбинированного индекса загрязненности воды

Без учета числа КПЗ В зависимости от числа КПЗ

КПЗ=1 КПЗ=2 кпз=з КПЗ=4 КПЗ=5

1 класс Условно чистая 1 0,9 0,8 0,7 0,6 0,5

2 класс Слабо загрязненная 1;2 0,9;1,8 0,8;1,6 0,7;1,4 0,6;1,2 0,5;1,0

3 класс Загрязненная 2;4 1,8;3,6 1,6;3,2 1,4;2,8 1,2;2,4 1,0;2,0

РазрядА Загрязненная 2;3 1,8;2,7 1,6;2,4 1,4;2,1 1,2;1,8 1,0;1,5

РазрядБ Очень загрязненная 3;4 2,7;3,6 2,4;3,2 2,1;2,8 1,8;2,4 1,5;2,0

4 класс грязная 4;11 3,6;9,9 3,2;8,8 2,8;7,7 2,4;6,6 2,0;5,5

РазрядА Грязная 4;6 3,6;5,4 3,2;4,8 2,8;4,2 2,4;3,6 2,0;3,0

РазрядБ Грязная 6;8 5,4;7,2 4.8;6,4 4,2;5,6 3,6;4,8 3,0;4,0

РазрядВ Очень Грязная 8;10 7,2;9,0 6,4;8,0 5,6;7,0 4,8;6,0 4,0;5,0

РазрядБ Очень Грязная 11 9,0;9,9 8,0;8,8 7,0;7,7 6,0;6,6 5,0;5,5

5 класс Экстремально грязная 11;® 9,9; ® 8,8;® 7,7;® 6,6;® 5,5®

Таблица 4

Биотесты для определения качества воды

Оценочные показа- Классы состояния поверхностных вод

тели (тест-объекты) Норма (Н) Риск (Р) Кризис (К) Бедствие (Б)

Ракообразные Менее 10 20 40 Более 60

(дафнии)

Водоросли Менее 10 20 40 Более 60

(хлорелла)

Рыбы (гуппи)

Примечение. Н — нормальная степень загрязнения; Р — малая степень

превышения нормы загрязнения; К — средняя степень превышения нормы загрязнения; Б — катастрофически высокая степень загрязнения.

Лимитирующим фактором использования метода биотестирования является длительность анализа (не менее 4 суток) и отсутствие информации о химическом составе воды.

Пример использования биотестов для определения качества воды приведен в табл. 4 (данные Ю.Я. Кислякова) [2].

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Численные значения, приведенные в таблице, означают:

• для дафний % гибели в течение 96 часов экспозиции в тестируемой воде;

• для хлореллы % уменьшения числа клеток в тестируемой воде по сравнению с контрольной;

• для гуппи % гибели в течение 96 часов экспозиции в тестируемой воде.

Для оценки существующего состояния гидросферы района размещения объекта ГМК (горно-металлургического комплекса) должны быть определены гидрологические и гидрохимические характеристики рек и водоемов, используемых для водоснабжения (водоотведения), гидрогеологические параметры подземных вод района и режим водопользования территории.

При отборе воды из поверхностных водных источников или сбросе в них сточных вод необходимо:

• привести наименование источника водоснабжения и приемника сточных вод;

• указать категорию водопользования (хозяйственно-питьевая, техническое водоснабжение, культурно-бытовая);

• дать характеристику водного объекта по совокупности его количественных и качественных показателей применительно к видам водопользования.

Характеристика проводится для водных объектов, используемых:

• для хозяйственно-питьевого водоснабжения по ГОСТ 2761-84 «Источники централизованного хозяйственно-питьевого водоснабжения. Гигиенические, технические требования и правила выбора» и ГОСТ Р 51232-98 «Вода питьевая. Общие требования к организации и методам контроля качества»;

• для культурно-бытовых целей по ГОСТ 17.1.5.02-80 «Гигиенические требования к зонам рекреации водных объектов»;

• для рыбохозяйственных целей по ГОСТ 17.1.2.04-77 «Охрана природы. Гидросфера. Показатели состояния и правила таксации рыбохозяйственных водных объектов».

Гидрологические характеристики поверхностных водных источников должны отражать:

• расходы расчетной обеспеченности рек, используемых для водоснабжения и водоотведения;

• тип регулирования, полный и полезный объем, отметку НПУ и УМО для водохранилищ, прудов и озер;

• среднемноголетний расход в створах плотин для водохранилищ и прудов;

• условия ледосостава водных объектов (время ледостава и освобождения от льда, мощность льда к концу зимнего периода).

Рис.1 Содержание POJ мгР/л, в воде р. Томь в районе г. Юрги (2001 г., 2006 г., 2010 г)

Рис. 2. Показатель БПК воды р. Томь в районе г. Юрги (2001 г., 2006 г, 2010 г)

□ БПК

□ Нефтепродукты

□ Цинк

□ Хром

□ Медь

□ Железо

□ Свинец

□ Марганец ■ ХПК

□ Аммиак

□ Нитраты

□ Формальдегид

□ Фосфаты

нПЬн эти гол

Рис.3. Гидрохимические показатели воды р. Томь в районе г. Юрги (2001 г., 2010 г.)

Для качественной оценки существующего состояния водных объектов районов размещения горнопромышленных предприятий должны быть определены их гидрологические и гидрохимические характеристики согласно методических рекомендаций, разработанных А.Н. Медведевым, С.Е.Дерягиной, О.В.Астафьевой, И.П.Александровым [3].

На рис.1, 2 показано содержание Р043~ мгР/л, и БПК в

воде р. Томь в районе г. Юрги в разное время года.(2001 г., 2006 г., 2010 г.)

На рис. 3 представлены гидрохимические показатели воды р. Томь в районе г. Юрги (2001 и 2010 гг.)

1. РД 52.24.633-2002 Методические указания. Методические основы создания и функционирования подсистемы мониторинга экологического регресса пресноводных экосистем.

2. Кисляков Ю. Я. Теоретические основы комплексного метода биоло-ги-ческого тестирования качества воды.// Биотестирование в решении экологических проблем. СПб.: Наука, 1991. — С. 124-133.

3. Медведев А. Н., Дерягина С. Е., Астафьева О. В., Александров И.П. Оценка воздействия на окружающую среду предприятий горнометаллургического комплекса. Методические аспекты. — Екатеринбург: Издательский дом «Автограф», 2011 — 160 с. игсга

СПИСОК ЛИТЕРА ТУРЫ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Торосян В.Ф. — кандидат педагогических наук, torosjaneno@mail.ru, Торосян Е.С. — старший преподаватель,

Юргинский технологический институт (филиал) Национального исследовательского Томского политехнического университета.

_£

И.Н. Гоголев, 2012

А.Д. Андросов, Г.В. Шубин, И.Н. Гоголев

ТЕХНИЧЕСКИЕ РЕШЕНИЯ ПО ВЫЕМКЕ АЛМАЗОСОДЕРЖАЩИХ РУД ИЗ ЦЕЛИКОВ

Предложены новые технические решения по выемке алмазосодержащих руд, оставленных под ответственными объектами как охранные целики, которые ранее были отнесены к потерям полезного ископаемого. Ключевые слова: алмазосодержащие руды, целики.

Значительные запасы алмазосодержащих руд как охранные целики потеряны под ответственными объектами. К примеру такие запасы руды («Водораздельные галечники АК «АЛРОСА»») находятся в охранных зонах под взлётно-посадочной полосой аэродрома. Объемы алмазоносной руды оцениваются в 10,3 млн тонн, которые отнесены к технологическим потерям полезного ископаемого. Для выемки данных запасов алмазного сырья потребуется снос полосы аэродрома, что практически не осуществим по причине прекращения авиаполётов на длительный период. Более того, укрупненные расчеты показывают, что снос взлетно-посадочной полосы экономически не соизмерим с получаемой прибылью от реализации добытых алмазов, так как существенны затраты строительства новой полосы аэродрома. Поэтому авторы рекомендуют выемку целиков руды производить щадящими нетрадиционными способами с применением подземных выработок, закладкой выработанного пространства вскрышными породами и укладкой поверх их специального упрочняющего (твердеющего) материала.

На рис. 1 приведена схема расположения целика под полосой аэродрома и показаны его основные параметры.

Обозначения на рисунке приняты следующие: h и Н — соответственно, средняя мощность целика и покрывающих вскрышных пород, м; S — площадь целика под взлетно-посадочной полосой в плане, м2; у — объемный вес руды, т/м3.

Рис. 1. Схема расположения целика и подземных выработок под полосой аэродрома: а — поперечный разрез целика; б — продольный профиль целика. 1 — борт отработанного карьера; 2 — целик руды; 3 — взлетно-посадочная полоса аэродрома; 4 — подземные выработки (штольни); 5 — закладка выработанного пространства; 6 — комбайн; 7 — массив вскрышных пород; 8 — слой упрочняющего (твердеющего) материала; 9 — зона возможного сдвижения массива под взлетно-посадочной полосой

Объемы руды, потерянные под полосой аэродрома Q, легко рассчитываются по формуле,

Q = S*h* у = 10,3 млн т = 4,3 млн м3 (1)

При этом в расчетах использованы материалы подсчета запасов соответствующих категорий, находящихся на балансе россыпного месторождения «Водораздельные галечники»: Н=25,4 м; S=1241,5 тыс. м3; у=2,4 т/ м3; h=3,47 м. Выполнено сравнение вариантов открытого и подземного способов вы-

емки целиков. Так при открытом варианте отработки целиков потребовалось бы удаление вскрышных пород объемом V,

V=Q*Kв=31,5 млн м3, (2)

где Кв — коэффициент вскрыши, равный Н^=4,3 м3/м3

Расчетная формула определения ожидаемой экономической эффективности Э в самом общем виде имеет следующий вид:

Э=Зос - Зпс, (3)

где Зос — затраты, производимые при открытом варианте выемки целиков, млн долл.; Зпс — затраты, производимые при подземном варианте выемки целиков, млн долл.

Зос=Звр + Зц +Уаэ+ Заэ, (4)

где Звр — затраты на вскрышные работы, млн долл.; Зц — затраты на добычные работы, млн долл.; уаэ — убытки от сноса взлетно-посадочной полосы аэродрома, млн долл.; Заэ — затраты на строительство новой взлетно-посадочной полосы, млн долл.

Зпс=Спв*^пв+Сзакл^закл, (5)

где Спв — стоимость проходки 1 п.м. подземной выработки, долл.; ^пв — суммарный объем проходки подземных выработок, м; Сзакл — стоимость 1 м3 закладочных работ, долл/м3; V-закл — суммарный объем закладочных работ, м3;

В табл. 1 с использованием стоимостных показателей действующих горнодобывающих предприятий АК «АЛРОСА» рассчитаны технико-экономические показатели сравниваемых вариантов выемки целиков. Ожидаемая прибыль рассчитана по формуле,

П=Cпр*Q-X3, (6)

где Спр — продуктивность 1 т. алмазосодержащей руды, долл./т; £3 — суммарные затраты на выемку целиков, долл.

То есть акционерная компания за счет отработки потерянных запасов месторождения получит прибыль от реализации дополнительной алмазной продукции. В настоящее время создан новый способ выемки целика подземным способом для патентования в России, позволяющий при безвзрывной технологии (комбайновая выемка) с закладкой вы-

работанного пространства безопасно отрабатывать потерянные запасы месторождения, представленные охранными целиками.

6 Таблица 1

Технико-экономические результаты от реализации нового способа выемки целиков состоят в следующем:

Технико-экономические показатели сравниваемых вариантов выемки целиков

№ Наименование показателей Варианты технологий выемки

п\п Открытый Подземный

способ способ

1 Объемы выемки алмазосодержащих руд из целиков, млн т 10,3 10,3

2 Сечение подземной выработки, м2 - 42,0

3 Объемы проходки подземных выработок, м - 558,0

4 Стоимость проходки 1 п.м. подземных выработок, долл./м3 163,03*

5 Затраты на проходку подземных выработок, млн долл. 3,8

6 Затраты на выемку целиков подземным способом, млн долл. - 44,1

7 Объемы удаляемых вскрышных пород для выемки целиков руды, млн м 31,5

8 1Уи 1 П IV! Себестоимость выемки 1 м" вскрышных пород, долл./м"' 3,43**

9 Затраты на выемку вскрышных пород, млн долл. 107,4 -

10 Затраты на засыпку отработанного пространства вскрышными поро- 122,1

дами, млн долл.

11 Затраты на выемку целика открытым способом, млн долл. 14,7

12 Суммарные убытки от сноса полосы аэродрома и затраты на строи- 100,0

тельство новой полосы, млн долл.

13 Затраты на закладочные работы, млн долл. - 17,6

14 Всего затрат по вариантам выемки целика, млн долл. 344,2 65,5

15 Снижение затрат при подземном варианте выемки целика, млн долл. 278,7

16 Стоимость полосы аэродрома, млн долл. 50,0 50,0

17 Доход от реализации дополнительной алмазной продукции, млн 685,8 964,5

| долл. | | Примечание: *Стоимостные данные взяты из сметы руддвора подземного рудника «интернациональный»; **средняя себестоимость разработки 1 м3 вскрышных пород по АК «АЛРОСА»._

1. Уровень современных горных технологий позволяет отрабатывать труднодоступные запасы месторождений полезных ископаемых, например, залегающих под аэродромами путем использования нетрадиционных и безопасных способов их выемки.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

2. Принципиальными подходами при отработке таких запасов являются применение подземного способа выемки целиков с закладкой выработанного пространства и безвзрывное их извлечение, в совокупности исключающих возможные деформации массива пород под взлетно-посадочной полосой.

3. Снижение деформаций массива при использовании новой научно-технической разработки достигается применением, в зоне возможного сдвижения горных пород, укрепляющих породный массив конструкций, обеспечивающих устойчивое состояние полосы аэродрома и надежность ее эксплуатации.

Анализ полученных результатов позволяет сделать вывод о том, что значительные резервы в пополнении минерально-сырьевых запасов алмазосодержащих руд составляют рудные целики россыпных месторождений [1, 2, 3], временно находящихся в охранных зонах под ответственными объектами (аэродромы, поселки и т.д.). Расчеты показали (табл. 1), что наиболее эффективно данные целики отрабатывать подземными технологиями, которые по сравнению с открытым вариантом обеспечивают снижение затрат на 278,7 млн долл.

Выемка целиков позволит частично поддержать стабильную работу акционерной компании в условиях убывания минерально-сырьевых запасов действующих алмазодобывающих предприятий и угрозы мировых кризисов. Разработанные технические решения [4, 5] не в полной мере отвечают достижению желаемых результатов, поскольку не гарантирует получение высокой эффективности и безопасности выполнения работ. Ожидаемый доход от использования рекомендуемой технологии отработки целиков составит 964,5 млн долл., который будет получен от внедрения новой

разработки, не требующей дополнительных капитальных вложений на ее реализацию.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Рожков И.С., Михалев Г.П., Прокопчук Б.И. и др. Алмазоносные россыпи Западной Якутии. — М.:«Наука». 1967. — 280 с.

2. Аргунов К.П. «Алмазы Якутии: физические, морфологические, геммологические особенности». — Новосибирск: Изд-во СО РАН, филиал «Гео», 2005. -402 с.

3. Граханов С.А., Шаталов З.И., Кычкик В.Р. и др. Россыпи алмазов России. — Новосибирск: Академическое изд-во «Гео», 2007. -457 с.

4. Власов З.М., Андросов АД. Технологии открытой добычи алмаза в криолитозоне. — Якутск: Изд-во ЯНЦ СО РАН, 2007. — 308 с.

5. А.с. 894187 МКИ Е21С41/06. Способ выемки целиков/ В.К. Гердт, П.Е. Денисенко, И.Ш. Коган и др. —Опубл. в БИ— 1981. —№48. лгсга

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Шубин Гиигорий Владимирович — кандидат технических наук, доцент, grigshubin@mail.ru,

Андросов Артур Дмитриевич — доктор технических наук, профессор, ^ата^14@yandex. ги, Гоголев Илья Николаевич — lokg_87@mail.ru, Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова.

А_

С.П. Альков, 2012

Е.Л. Алькова, С.В. Панишев, С.П. Альков

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОТРАБОТКИ ГЛУБОКИХ ГОРИЗОНТОВ КИМБЕРЛИТОВЫХ КАРЬЕРОВ В УСЛОВИЯХ ПОВЫШЕННЫХ ВОДОПРИТОКОВ В ВЫРАБОТАННОЕ ПРОСТРАНСТВО

Предложен методический подход к выбору рациональной схемы водоотлива в условиях глубоких кимберлитовых карьеров АК «Алроса». Рассмотрены три схемы карьерного водоотлива. Предложены критерии, позволяющие выбрать рациональную схему водоотлива, обеспечивающую ресурсосбережение и повышение эффективности горных работ. Ключевые слова: кимберлитовые карьеры, карьерный водоотлив.

Особенностью отработки кимберлитовых карьеров Якутии является наличие водоносных горизонтов, содержащих токсичные рассолы с большими водо-притоками, достигающими 1200 м3/час и минерализацией до 400 г/л. В летний период к основным водопритокам добавляется естественный сток. Поэтому на всех кимберлитовых карьерах Якутии существует внутрикарьерный водоотлив.

Разработка штокообразных глубоких залежей полезных ископаемых, какими являются кимберлитовые трубки, с малыми размерами и округлой формой в плане, отличается от других тем, что вскрытие рабочих горизонтов производится в течение всего периода эксплуатации месторождения. При этом по мере развития горных работ в глубину транспортные и инженерные коммуникации постоянно переносятся до момента подхода уступов к конечному контуру карьера для обеспечения определенной последовательности отработки слоев.

С глубиной отработки уменьшаются длина фронта работ, длина экскаваторного блока, а это приводит к более частым перемещениям экскаватора, трудностям подготовки забоя, что в конечном результате приводит к снижению производительности экскаватора. С ростом глубины карьеров уменьшаются объемы единичных массовых взрывов, что ведет к значительному увеличению частоты их взрывания, и обуславливает необходимость регулярного отключения насосных станций, демонтажа, переноса на безопасное расстояние водоотливных сооружений и после взрыва монтажа КВС для дальнейшей работы.

В таких сложных условиях обустройство карьерного водоотлива также влияет на уровень стесненности рабочей зоны. Все это предопределяет высокую степень взаимосвязи всех производственных процессов в карьере, что приводит к необходимости рассмотрения выбора рациональной схемы водоотлива с точки зрения единой системы «водоотлив-карьер».

На основе анализа практики ведения горных работ на карьерах АК «АЛРОСА» выделены три основных схемы обустройства водоотливных сооружений (рис. 1).

СХЕМА 1

СХЕМА 2

СХЕМА 3

Водовод

\

горизонт

Рис. 1. Схемы водоотлива: 1 — с расположением зумпфа на горизонте отработки (одноступенчатая схема); 2 — с подготовкой зумпфа путем перебура рабочего горизонта (двухступенчатая схема); 3 — с расположением зумпфа на нижележащем горизонте отработки, подготовленном опережающим вскрытием (двухступенчатая схема), где hз.о.ь hз.о.2, ^.о.з. — зоны обслуживания одной стоянки водоотлива

Одноступенчатая схема карьерного водоотлива (схема 1, рис. 1) характеризуется зумпфом больших размеров, расположенным на самой низкой отметке дна карьера. Емкость зумпфа рассчитана по максимальному суточному притоку карьерных вод.

Отличительной чертой двухступенчатых схем (схема 2, 3, рис. 1) является наличие металлических зумпфов-накопителей, расположенных выше горизонта отработки (схема 2), либо на горизонте отработки (схема 3). При схеме 2 забойный зумпф подготавливается путем перебура рабочего горизонта. При схеме 3 забойный зумпф готовится опережающим вскрытием и располагается на нижележащем горизонте. Достоинством двухступенчатых схем водоотлива, особенно в стесненных условиях отработки глубоких горизонтов карьера, являются минимальные размеры забойного зумпфа за счет возможности перекачки воды в металлические зумпфы-накопители.

Практика эксплуатации глубоких кимберлитовых карьеров показывает, что с понижением горных работ неуклонно уменьшаются размеры рабочей зоны карьера. Это, в конечном счете, приводит к трудностям размещения комплекса водоотливных сооружений, особенно с большими размерами зумпфа, и является одной из причин снижения производительности добычной техники. В связи с этим, уровень занятости карьерного пространства под КВС рекомендуется оценивать коэффициентом, характеризующимся отношением площади, занимаемой водоотливными установками, к площади дна карьера: с

К3п= , (1)

с

°дна. к

где вком — площадь под КВС, м2; 5дна — площадь дна карьера, м2.

В результате горногеометрического анализа установлено, что в соответствии с формой рудного тела и глубиной разработки, коэффициент занятости на карьерах АК «Алро-са» («Удачный», «Зарница», «Нюр-бинский») имеет значения от 0,1210-3 до ЭЭ-10-3.

Показано, что с увеличением глубины отработки данный показатель увеличивается в 4-16 раз при одноступенчатой схеме водоотлива. Применение двухступенчатой схемы позволяет снизить уровень занятости в 3 — 9 раз. Так для карьера трубки «Нюрбинская» (рис. 2) наиболее интенсивно влияние глубины отработки на изменение занятости карьерного пространства под КВС проявляется с отметок ниже 200 м. Из рис. 2 следует, что до глубины 300 м применение двухступенчатой схемы обеспечивает уровень занятости в 1,8 раза меньше, чем при одноступенчатой схеме.

Для оценки влияния уровня занятости карьерного пространства под КВС на производительность горных машин используется показатель стесненности рабочей зоны (Ксз.) (Андросов А.Д., 1994 г.), характеризующий негативное влияние уровня стесненности рабочей зоны на производительность экскаватора на 1 м3 емкости ковша (П^): Ксз. = Д/Н, (2)

где Д — диаметр карьера по дневной поверхности, м; Н — глубина карьера, м.

Производительность экскаватора на 1 м3 емкости ковша, в зависимости от Ксз., рассчитывается по формуле: ^к = -1,82 + 55,48 Ксз. (3)

Рис. 2. Изменение занятости карьерного пространства под водоотливными сооружениями с глубиной отработки карьера трубки «Нюрбинская»: 1 — одноступенчатая схема; 2 — двухступенчатая схема

Проведенный анализ показывает, что коэффициент стесненности на глубоких горизонтах карьеров АК «АЛРОСА» изменяется от 2,0 до 3,6, причем наибольшая производительность экскаваторов соответствует показателю стесненности, равному 3,6.

Используя зависимость производительности экскаватора от стесненности рабочей зоны (3), установлена взаимосвязь производительности экскаватора на 1 м3 емкости ковша (П^) с занятостью карьерного пространства под КВС (рис. 3), которая описывается эмпирическим выражением:

Пдк = 23,127-Кз.п-0,5, м3/год. (4)

Из представленной зависимости (4) и рисунка 3 следует, что с увеличением уровня занятости в 4 раза, с 0,005 до 0,02, производительность экскаватора на 1 м3 емкости ковша снижается на 30 %.

Исследованиями влияния типов схем водоотлива на уровень занятости рабочей зоны карьера под КВС установлено, что применение одноступенчатой схемы с большими размерами зумпфа, расположенном на горизонте установки, ведет к увеличению показателя занятости карьерного пространства под КВС и, как следствие, к существенному снижению производительности экскаватора на 1 м3 емкости ковша.

Применение двухступенчатой схемы водоотлива позволяет увеличить производительность экскаватора в 1,1 — 1,4 раза в зависимости от параметров карьера и глубины его отработки, за счет меньшей площади, занимаемой под КВС (рис. 4).

Для различных карьеров существенное влияние комплекса водоотливных сооружений на производительность экска-

л н

О*

И

500 400 300 200 100 0

Щк = 23,127Кзл.0'5 Я2 =0,83

0 0,01 0,02 0,03 0,04 Коэффициент занятости К з.п.

Рис. 3. Взаимосвязь производительности

^ 3

экскаватора на 1 м емкости ковша с занятостью карьерного пространства под КВС

ватора начинается с разных глубин ведения горных работ вследствие различия геометрических параметров кимберли-товых трубок.

Из горно-геометрического анализа условий отработки ряда кимберлитовых карьеров Якутии с использованием зависимости (4) следует, что при одноступенчатой схеме водоотлива для карьера «Нюрбинский» эта глубина составляет 255 м (рис. 4). С этой глубины требуемый уровень производственной мощности карьера уже не обеспечивается, и, на конец отработки карьера производительность экскаватора на 1 м3 емкости ковша, по сравнению с проектной, упадет в 1,5 раза. Для карьера «Удачный» это глубина 500 м. На конец отработки, до глубины 610 м, падение производительности произойдет в 1,4 раза. Для карьера а б

ч иоо

| 950

« 800

8 650

а 500

^ 350 ■£ 200

н 50

♦ Щк1 ■ Щк2 А проектная Пак

: ч

150 250 350 450 550 650

Глубина отработки, м.

в

Рис. 4. Взаимосвязь производительности экскаватора на 1 м3 емкости ковша с глубиной отработки карьеров: а — «Нюрбинский»; б — «Удачный»; в — «Зарница». 1 — одноступенчатая схема; 2 — двухступенчатая схема

«Зарница» снижение производительности экскаватора на 1 м3 емкости ковша по причине занятости карьерного пространства под КВС начнется с глубины 360 м и до конца отработки составит 1,3 раза.

При двухступенчатой схеме водоотлива (схема 2, 3, рис. 4) на карьерах «Удачный» и «Зарница» снижение производительности не произойдет по причине больших размеров дна этих карьеров, а на карьере «Нюрбинский» снижение производительности добычных машин до проектной глубины отработки

Из рис. 1 следует, что та или иная схема водоотлива характеризует соответствующие объемы добытой рудной массы с одной стоянки КВС, находящиеся в зоне обслуживания водоотливных сооружений. При схеме с расположением зумпфа на горизонте отработки и при схеме с подготовкой зумпфа путем перебура рабочего горизонта высота зоны обслуживания равна высоте уступа ^зо1, 2 = 1\ст.); при схеме с расположением зумпфа на нижележащем горизонте отработки, подготовленном опережающим вскрытием, высота зоны обслуживания равна высоте двух уступов ^зо3 = 2^ст. ).

Применение схемы водоотлива с расположением зумпфа на нижележащем горизонте, подготовленном опережающим вскрытием, позволяет существенно увеличить объем добываемой руды с одной стоянки КВС. В качестве примера на рис. 5 приведен один из графиков изменения объемов добычи рудной массы с глубиной отработки для условий эксплуатации карьера «Нюрбинский», откуда следует, что использование схемы 3 по отношению к схемам 1 и 2, позволяет увеличить объем добываемой руды с одной стоянки КВС до двух раз.

Объем добычи рудной массы с одной стоянки КВС определяет количество их перестановок и время простоев водоотлива по этой причине за весь срок отработки карьера.

3,0 2,5 2,0 1,5 1,0 0,5 0,0

± схема 3 -1-1-

2,4 2,0 1,6 1,2 0,8 0,4

0

50 100 150 200 250 Глубина отработки, м

300

Рис. 5. Изменение объемов добычи рудной массы в период между перестановками и времени их отработки с глубиной ведения горных работ карьера «Нюрбинский»

незначительное и составит всего 8 %.

Больше всего простоев водоотлива в период монтажа-демонтажа комплекса водоотливных сооружений приходится на схемы с расположением зумпфа на горизонте отработки и с подготовкой зумпфа перебуром рабочего горизонта (схемы 1 и 2, рис. 6).

При схеме водоотлива с расположением зумпфа на нижележащем горизонте, подготовленном опережающим вскрытием (схема 3, рис. 6), простои на монтаж-демонтаж водоотлива сокращаются до двух раз за счет увеличения подготовленных объемов руды в период между перестановками.

Таким образом, показано, что применение той или иной схемы водоотлива предопределяет объемы добытой рудной массы с одной стоянки КВС, число перестановок водоотливных установок и простои водоотлива в период монтажа-демонтажа во время эксплуатации карьера, а также уровень занятости карьерного пространства под водоотливными сооружениями. Все эти показатели изменяются по мере увели-

Снижение производительности экскаватора, связанное с занятостью карьерного пространства под КВС на глубоких горизонтах, ведет к увеличению срока отработки карьера и снижению его производственной мощности, простоям дорогостоящего горнотранспортного оборудования.

Для рассматриваемых карьеров определены потери производительности и увеличение срока отработки карьера по фактору уровня занятости карьерного пространства под КВС: — для карьера «Удачный», за 7 лет отработки с глубины 505 до 610 м, при одноступенчатой схеме уменьшение про-

чения глубины отработки карьера.

О 50 100 150 200 250 300

Глубина отработки, м.

Рис. 6. Изменение количества перестановок комплекса водоотливных сооружений и простоев водоотлива с глубиной отработки и типом применяемой схемы на карьере «Нюрбинский»

изводительности на 1 экскаватор составит 8,3 млн т. При средней производительности карьера по руде 6,5 млн т/год снижение производственной мощности повлечет за собой увеличение срока отработки карьера на 1,3 года. Применение двухступенчатой схемы влияния на производительность добычных машин не окажет;

— для карьера «Зарница», с глубины 350 до 400 м, при одноступенчатой схеме суммарные потери производительности на 1 экскаватор составят 3,8 млн т. При средней производительности карьера по руде 5 млн т./год снижение производственной мощности повлечет за собой увеличение срока отработки карьера на 0,8 года. Схемы с расположением зумпфа на нижележащем горизонте, подготовленном опережающим вскрытием и путем перебура рабочего пространства, не окажут существенного влияния на производственную мощность карьера для данных условий отработки;

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

— для карьера «Нюрбинский», при одноступенчатой схеме с глубины 255 м до конца отработки, снижение производительности

Таблица 1

Срок отработки карьера

Увеличение срока отработки карьера, лет

Карьер По фактору занятости По фактору простоев Итого, лет (%)

карьерного пространства, водоотлива, лет

лет

О! со О! со О! со

го ги ги го го го го го го

г г г г г г г г г

си си си си си си си си си

о о о о о о о о о

Удачный 1,3 0,4 0,4 0,2 1,7 (4,3) 0,4 (1,0) 0,2 (0,5)

Зарница 0,8 0,2 0,2 0,1 1,0 (4,0) 0,2 (0,8) 0,1 (0,4)

Нюрбинский 2,8 0,3 0,3 0,2 0,2 0,1 3,0 (20,0) 0,5 (3,3) 0,4 (2,7)

с\

—I

на экскаватор составит — 3,3 млн т, при двухступенчатой схеме — 0,4 млн т, что сопровождается увеличением срока отработки, соответственно, на 2,8 и 0,3 года при средней производительности карьера по руде 1,2 млн т/год.

Таким образом, применение двухступенчатой схемы водоотлива, с меньшими размерами зумпфа, на карьерах «Удачный» и «Зарница» не окажет влияния на срок отработки карьера, а на карьере «Нюрбинский» позволит сократить срок отработки — на 2,5 года.

На увеличение срока отработки карьера также влияют простои водоотлива на монтаж-демонтаж комплекса водоотливных сооружений.

Расчетным путем установлено, что наибольшее увеличение срока отработки карьера по фактору простоев водоотлива присуще схемам с расположением зумпфа на горизонте отработки и с подготовкой зумпфа путем перебура рабочего горизонта, а наименьшее — схеме с расположением зумпфа на нижележащем горизонте, подготовленном опережающим вскрытием. Последняя схема обеспечивает минимальные простои карьера, связанные с перемещением КВС и наименьшую занятость карьерного пространства под водоотливными сооружениями (табл. 1).

На основе исследований разработана методика выбора рациональной схемы водоотлива, основанная на комплексном подходе, учитывающая закономерности совокупного влияния технологических и организационных факторов системы «водоотлив-карьер» на производственную мощность карьера с глубиной отработки. Методика позволяет на стадии проектирования и эксплуатации обосновать и выбрать рациональную схему водоотлива глубоких обводненных ким-берлитовых карьеров, еш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Алькова Елена Леонидовна — кандидат технических наук, научный сотрудник,

Панишев Сергей Викторович — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, s.v.panishev@igds.ysn.ru,

Институт горного дела Севера им Н.В. Черского Сибирского отделения РАН,

Альков Сергей Прокофьевич — старший преподаватель, serg-mine@yandex.ru,

Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова.

И.С. Касанов, 2012

А.М. Бураков, С.А. Ермаков, И.С. Касанов

ОСОБЕННОСТИ ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ УСЛОВИЙ РАЗРАБОТКИ РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЯКУТИИ.

Проанализирован выбор способов и технологий отработки россыпных месторождений Якутии с учетом многообразия, как горнотехнических условий месторождений, так и качественных характеристик полезного компонента. Ключевые слова: способы разработки россыпных месторождений.

8 горном деле применяются различные способы разработки месторождений россыпных металлов (открытый, подземный, дражный, подводный, гидромеханизированный) с использованием различного оборудования (драг, экскаваторов, скреперов, бульдозеров и т.д.). Эти способы в зависимости от условий разработки, предполагают различные комбинации технических решений направленных на выемку горной массы, но в общем виде представляют собой технологию раздельной выемки торфов и песков. На россыпных месторождениях Якутии и Северо-востока России в течение десятилетий применяется в основном экскаваторный, бульдозерный или дражный способ разработки. На дражной разработке применяются 80-, 150- и 250-л драги завода ИЗТМ г. Иркутск. Разработка россыпных месторождений региона сезонная, с естественной и принудительной оттайкой многолетнемерзлых пород. Продолжительность промывочного сезона в различных районах составляет от 100 до 210 суток, что обусловлено жестким климатом и использованием при эксплуатации месторождений малоприспособленного к этим условиям оборудования.

В связи с истощением минерально-сырьевой базы и завершением разработки «благоприятных»россыпных место-рождений,отмечается переход на отработку запасов россыпей со сложными горно-геологическими условиями, такими как: удаленность месторождений от населенных пунктов, суровые климатические условия (широтная территориальная зональность), неоднородность гранулометрического состава и мощности вскрышных пород и продуктивного слоя, включающая высокое содержание валунно-галечной фракции, значительная льдистость и глинистость песков, небольшие запасы,высокое содержание мелкого и тонкого золота (МТЗ) в составе полезного компонента и др.

Результаты обзора проектов и планов развития горных работна россыпных месторождениях Якутии за последние 10 лет свидетельствуют о том, что основную долю составляет открытый бульдозерный способ, с раздельной выемкой песков и торфов без применения БВР, что согласно параметрам использования этого способа, свидетельствует о небольших размерах месторождений, т.е. в разработку вовлекаются все более и более мелкие участки. Далее следует применение открытого комбинированного способа разработки, использующего комбинации различного оборудования: экскаваторов, бульдозеров, автосамосвалов, погрузчиков, скреперов и т.д. Незначительная доля дражного, гидравлического и комбинированных способов, отчасти связаны с завершением эксплуатации таких месторождений. БВР применяются исходя из технических параметров разработки.

В связи с перечисленными особенностями и по опыту отработки, при выборе способа разработки, помимо гранулометрического анализа песков и металла, необходимо уделять особое внимание и горно-технологическим характеристикам вовлекаемых в отработку месторождений.

Институтом ИГДС им. Н.В. Черского был проведен анализ горно-геологических и горно-технологических характеристик россыпных месторождений РС (Я), с целью оптимизации выбора вариантов разработки месторождений открытым способом.

Распределение месторождений по административным районам Якутии (табл. 1) показывает, что наиболее богатые

месторождениями районы — это Оймяконский, Алданский, Нерюнгринский, Усть-Майский и Усть-Янский.В то же время, в настоящий момент численность россыпей в том или ином районе не определяет его вклад в объём золотодобычи и большее значение имеет развитость инфраструктуры (наличие ж/д и автодорог) и удаленность от населенных пунктов. Таблица 1

Районирование россыпных месторождений Республики Саха (Якутия)

№ п.п. Наименование района месторождения Кол-во мест-ний

1. Алданский район. 76

2. Абыйский район. 4

3. Булунский район. 9

4. Верхне-Колымский район 2

5. Верхоянский район. 18

6. Кобяйский район. 1

7. Момский район 1

8. Нерюнгринский район. 43

9. Нижне-Колымский район. 1

10. Оймяконский район 142

11. Томпонский район 7

12. Усть-Майский район. 115

13. Усть-Янский район. 56

14. Всего месторождений 475

В части горно-геологических условий, выполнена классификация месторождений по средней и максимальной мощности техногенных отложений, глубине залегания, длине промышленного контура, объёма песков и торфов, а также доле мелкого золота в составе полезного компонента. Как показывает анализ, на месторождениях в широких пределах изменяется мощность пласта песков, гранулометрический состав металла и песков. По анализу горнотехнических условий группы месторождений Якутии установлено, что большая часть из них характеризуется значительным (в 3-5 раз) изменением мощностей пласта песков и содержания металла.

Средняя мощность техногенных отложений по рассмотренным месторождениям изменяется следующим образом (табл. 2, рис. 1).

Таблица 2

Средняя До 5 м 6—8 м До 10 м

мощность

Количество, % 64 % 32 % 4 %

Рис. 1. Средняя мощность техногенных отложений

60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

50%

30% 1

^ 8.5%

. ■ . ■ ,

до 5 м

6-8 лл

до 10 (VI

более 10 лл

Рис. 2. Максимальная мощность техногенных отложений

Таблица 3

Макс. мощность до 5 м 6-8 м до 10 м более 10 м

Кол-во, % 50 % 30 % 11,5 % 8,5 %

Максимальная мощность техногенных отложений изменяется следующим образом (табл. 3, рис. 2).

По анализу глубины залегания, около 60 % россыпных месторождений залегают на глубине не более 10 м, но значительная часть — на глубине 10-20 и более метров (рис. 3).

Из числа наиболее глубокозалегающих месторождений можно отметить: Алёнка (до 28 м); Амурский (до 26 м) Анта-гачан — устье (до 38 м), группа месторождений Б. Тарын (от 10-40 до 60 м), россыпь реки Большой Куранах (до 65 м), Базовский (до 33 м), Бам (до 22 м) и другие.

до 10 м 10-20 м 20-50 м более 50 м

Рис. 3. Гпубина залегания месторождений

Целый ряд месторождений имеют значительную длину промышленного контура (табл. 4, рис. 4). По протяженности можно выделить: Ольчан-Дузунья (30 км); р. Б. Куранах (21 км), Аллах-Юнь, Н. Джелинда (18 км); Джигдали (17 км); Большая и Малая Тырканда (15 км); Б. Куобах-Бага (12 км); Курун-Агалык, Орогоччу, Сыгынах (11 км); Бургуат (около 10 км), а также менее протяжённые: Амунахта (4,7 км); Бурустах (5 км); Амурский (3,6 км). Кроме перечисленных, еще ряд месторождений имеют значительную длину, измеряемую несколькими километрами.

Опыт разведки и разработки россыпных месторождений золота Якутии и Северо-востока России, других регионов нашей страны и мира в целом, свидетельствует о том, что абсолютное большинство россыпей характеризуется весьма неравномерным распределением полезного компонента в недрах (Батугин, Черный, 1998). Эта неравномерность нашла отражение в классификации россыпей по этому признаку на россыпи гнездового, ленточного, струйчатого и тому подобного строения, или на россыпи весьма постоянные, постоянные, среднего постоянства, непостоянные и гнездовые. Таблица 4

Длина промышленного контура

Длина до 1000 м 1-2 км 2-5 км 5-10 км более 10 км

Число мест-й, 18 24 35 15 8

%

Рису. 4. Длина промышленного контура месторождений

Объёмы песков и торфов по месторождениям также изменяются достаточно значительно: от сотен тысяч до первых миллионов и даже десятков миллионов кубических метров (рис. 5).

К наиболее крупным месторождениям относятся: Б. Куо-бах-Бага — 51,85 млн м3; Ольчан-Покорный — 48,31 млн м3; Селигдар-1 — 27 млн м3; Селигдар-2, Ольчан-Дузунья — 18 млн м3; Удума — 14 млн м3; Н. Джелинда — 13 млн м3; Бургу-ат — 11,42 млн м3; Улахан-Мелемкен, Бурустах — 10 млн м3, Юрский — около 10 млн м3.

Результаты анализа распределения золота по классам крупности гранулометрических характеристик 245 россыпных месторождений [1] показали неоднородность распределения золота по классам различных районов Якутии.

Значительная часть полезного ископаемого рассмотренных 245 месторождений Якутии из общего числа россыпей представлена мелким и тонким золотом (рис. 6). Из группы рассмотренных месторождений примерно половина содержит 50 % или более такого золота.

По результатам данных анализа 43 % месторождений содержат в своем составе до % запасов крупностью менее 1 мм, почти каждое третье месторождение содержит мелкое золото от % до % общих запасов.

Наибольшими удельными запасами мелкого золота характеризуются Южно-Якутский (80 %), Куларский (50 %) и Адычанский (40 %) районы. Основные запасы мелкого золота приходятся на месторождения Южно-Якутского района, где расположена крупная погребенная россыпь реки Б. Куранах, содержащая более 60 % запасов россыпного золота района.

менее 25

75-50 21%

Рис. 6. Доля мелкого золота в песках россыпных месторождений: 1

мм (первая цифра доля мелкого золота, вторая — количество месторождений в %), *- без учета запасов россыпи Б.Куранах.

Доля мелкого золота (процентное отношение общих запасов) россыпных месторождений Якутии, представленная на рис. 7 и табл. 5, отображает величину золота крупностью менее 1 мм.

Как показал анализ, выбор способов и технологий отработки россыпей Якутии требуется осуществлять с учетом многообразия, как горнотехнических условий месторождений, так и качественных характеристик полезного компонента. Наиболее целесообразным является применение гибких технологий разработки, позволяющих подстраиваться под изменяющиеся параметры месторождения обеспечивающих полноту выемки и комплексную переработку всех запасов.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Таблица 5

Доля мелкого золота (процентное отношение общих запасов) россыпных месторождений Якутии

Класс крупности -1+0,5 -0,5+0,25 -0,2+0 Итого

I Алданский 26,7 16,1 6,9 49,7

'S ä Булунский 31,1 21,5 6,8 59,4

CL Без территориальной 18 8 2 28

привязки (т/п)

Нерюнгринский 19,7 12,9 3,5 36,1

Оймяконский 17,2 6,2 2 25,4

Усть-Майский 26,2 15,4 7,8 49,4

Усть-Янский 30,7 23 11,4 65,1

Рис. 7. Доля мелкого золота (процентное отношение общих запасов) россыпных месторождений Якутии

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Бураков А.М. К вопросу учета технологических свойств полезного компонента россыпных месторождений при выборе обогатительного оборудования.// Бураков А.М,Касанов И.С. — Материалы всероссийской научно-практической конференции, посвященной 35-летию г. Нерюнгри. — г. Нерюнгри, 2010. — С. 32-38. Е5Ш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Бураков А.М. — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

a. m.burakov@igds. ysn. ш,

Ермаков С.А. — кандидат технических наук, заведующий лабораторией, s. a. ermakov@igds.ysn. ш,

Касанов И.С. — инженер, s.v.panishev@igds.ysn.ru, Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского СО РАН

А_

А.Н. Акишев, А.Г. Журавлев, 2012

Г.В. Шубин, Б.Н. Заровняев, А.Н. Акишев, А.Г. Журавлев

РАЗРАБОТКА БЕЗОПАСНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПРИ ДОРАБОТКЕ ГЛУБОКИХ АЛМАЗНЫХ КАРЬЕРОВ ЯКУТИИ

Для доработки нижних горизонтов глубоких алмазных карьеров предложен комплекс горнотранспортного оборудования с системой дистанционного управления (ДУ). Для данного оборудования приведены результаты расчётов по основным его рабочим параметрам.

Ключевые слова:алмазные карьеры, глубокие карьеры.

Около 30 % мировых разведанных запасов алмазов приходится на долю России, причем основные, наиболее крупные промышленные месторождения, в

настоящее время сосредоточены на территории республики Саха (Якутия).

Как показала практика, освоение алмазоносных месторождений осложнено рядом неблагоприятных факторов, напрямую влияющих на эффективность и безопасность их отработки. К наиболее характерным негативным факторам, которые в той или иной мере присущи для каждого кимберли-тового месторождения, можно отнести следующие: тенденция увеличения глубины карьеров, в ограниченных размерах в плане, с сокращением параметров их рабочей зоны; возрастанием крутизны наклона бортов карьеров с глубиной; криогенность массивов руд и вмещающих горных пород; сложная морфология месторождений; газо- и битумонасы-щенность глинистых разновидностей пород; сложным геотермическим состоянием рудного массива и вмещающих пород, для которых характерны различные тектонические нарушения; наличие мощных водоносных горизонтов, с различным уровнем водопритоков, часто содержащих газонасыщенные рассолы с высокой минерализацией; низкой прочностью кимберлитовых руд и вмещающих пород особенно в растепленном и влажном состоянии. Для отдельных месторождений отмечена склонность отбитой руды к слеживаемо-сти, размокаемости и смерзаемости. Все это, наряду с уникальной ценностью алмазов, суровым климатом Севера, территориальной отдаленностью районов добычи предопределяет особые требования к формированию технологических решений при освоении кимберлитовых месторождений данного региона.

Доработка глубоких карьеров особенно в условиях крио-литозоны сопряжено со значительными трудностями и осложнениями связанными как с техническими, технологическими, организационными, так и природно-климатическими факторами. Использование традиционных технологий и техники в таких условиях, помимо закономерного снижения эффективности производства, приводит к повышению опасности при выполнении основных производственных процессов, как для людей, так и для горного оборудования [1-3].

В настоящее время открытая отработка карьера «Удачный» находится в стадии завершения. Дальнейшая отработ-

ка месторождения планируется подземным способом, с применением системы разработки горных пород с их обрушением.

Карьер «Удачный» в настоящее время является самым крупным из алмазодобывающих предприятий АК «АЛРОСА». Текущая глубина открытых горных работ достигла проектных значений — 640 м. Существующий проект предусматривает неполную отработку рудного тела, в бортах карьера, в его нижней части оставляется значительный объем руды. Оставление этих запасов в борту делает технически невозможной дальнейшую подземную отработку подкарьерных запасов в зоне расположения рудных целиков, что предопределяет необходимость изыскания способов их обрушения и дальнейшей отработки. Относительно небольшие слоевые объемы руды в верхней части рудных целиков приводят к довольно большим удельным затратам на их обрушение подземным способом, в связи с чем, в ранее проведенных исследованиях, было принято решение о комбинированной открыто-подземной отработке рудных целиков. Согласно данному решению рудные целики, расположенные выше гор.минус 260 м обрушаются на дно карьера открытым способом, а ниже этого горизонта — подземным способом.

С целью отработки рудных целиков в борту карьера на последней стадии планируется произвести обрушение западного и восточного рудных целиков буровзрывным способом на дно карьера с формированием борта карьера нерабочими уступами с вертикальными откосами и предохранительными бермами минимальной ширины.

В процессе доработки рудных целиков на дно карьера будет сброшено несколько миллионов тонн руды. До ввода в эксплуатацию подземного рудника существует возможность добычи части данных запасов более дешевым открытым способом. Однако, учитывая наличие в карьере сверхвысоких нерабочих уступов, образовавшихся при доработке целиков, применение традиционной техники с операторами на борту не может быть гарантированно безопасным, что делает целесообразным применение погрузочной и транспортной техники с дистанционным управлением [4]. Для погрузки и транспортирования руды из образовавшегося развала на дне

карьера из-за высокой опасности условий работы персонала планируется использовать оборудование с дистанционным управлением без нахождения людей в опасной зоне. Планируется использовать колесный ковшовый погрузчи^еТоигпеаи L-950с емкостью ковша 12-14 м3 и шар-нирно-сочлененные самосвалыCaterpillar 740 6x6 ADT [5].

Основными параметрами которые необходимо обосновать при использовании принятого погрузочно- транспортного комплекса, это высота забоя, ширина рабочей площадки. Также влияющим фактором будет схема маневрирования оборудования в забое и установки самосвала и погрузчики при загрузке.

Ширина рабочей площадки при работе по развалу ограничивается двумя параметрами:

— максимально возможная ширина формируемой рабочей площадки определяется исходя из геометрии угла откоса развала по максимальной высоте забоя ;

— минимально необходимая ширина площадки для нормальной работы оборудования выемочно-погрузочного и транспортного оборудования зависит от типоразмера и схемы маневрирования в забое.

При формировании заходок по откосу развала будут действовать оба указанных фактора и необходимо использовать рабочие площадки минимальной ширины. При работе на нижележащих уступах с выровненной верхней площадкой возможно использовать рабочие площадки нормальной ширины, ограничиваемые только условиями нормального маневрирования оборудования. Эти размеры определяются по стандартным методикам и могут, приняты аналогично разработанным в проекте на отработку карьера «Удачный» [Удач-нинский ГОК].

Формулы для определения ширины рабочей площадки в разных литературных и нормативных источниках различаются, но основными факторами являются следующие:

— безопасное расстояние до бровки уступ;

— ширина ограждающего породного вала;

— призма обрушение;

— радиус поворота автосамосвала;

— радиус разгрузки экскаватора или радиус поворота погрузчика;

— габаритные размеры погрузочного и транспортного оборудования;

— при сквозной схеме движения — ширина автодороги.

Установлено влияние угла установки автосамосвала под

погрузку на ширину рабочей площадки (табл. 1). На рис. 1 видно, что при углах установки 50-60 градусов ширина полосы для ведения выемки горной массы из забоя погрузчиком из-за стоящего автосамосвала принимает минимальные значения.

Поэтому можно использовать либо схему с установкой автосамосвала под углом с обеспечением необходимой полосы для работы погрузчика, либо схему с отъездом автосамосвала на время наполнения ковша погрузчика. В обоих случаях ширина рабочей площадки будет оставаться неизменной.

Важным преимуществом применения дистанционного управления может быть то, что операторы находятся вместе в одном помещении и могут четко согласовывать и координировать свои действия при управлении машинами, работающими в забое.

Расчеты показали, что при петлевой схеме маневрирования ширина рабочей площадки несколько меньше, чем при тупиковой. Поэтому целесообразно для сокращения ширины площадки в тех случаях, когда это необходимо, использовать либо петлевую схему, либо тупиковую с углом поворота до остановки больше 90°.

Петлевая схема маневров удобнее, поскольку заезд автосамосвала в забой может осуществляться с одной стороны дороги, а выезд с другой без дополнительных маневров. Упрощается обмен автосамосвалов в забое.

Рассмотрим вторую группу факторов, ограничивающих ширину рабочей площадки с максимальной стороны. Это геометрия формирования рабочей площадки по откосу развала (рис. 2). Поперечное сечение забоя (рабочей площадки) представляет собой треугольник. Длина нижней его стороны, представляющая собой ширину рабочей площадки, зависит от угла наклона верхней стороны треугольника (угла откоса развала) и высоты треугольника (высоты забоя).

Угол откоса поверхности развала руды на дне составляют 17-32 градуса.

На рис. 2 показаны результаты расчетов ширины рабочей площадки и высоты забоя, взаимоувязанных по углу откоса развала. Видно, что при больших углах откоса развала (более 26 °) ширина формируемой рабочей площадки уменьшается и становится меньше минимально необходимой для маневрирования автосамосвалов САТ-740.

35,0

£

£ 30,0

х

ч

га

| 25,0

4 с

ш 20,0 т

0 «

га

15,0

го

1

5

I" 10,0

5,0

10

------ П одача с амосва; та задн! 1М

/

Перехо д на че точное

\ п вижени &автос амосраа ТсГ^

/ ■ч. *»

/ п одача с амосва. па пере зним

20

80

90

30 40 50 60 70

Угол установки автосамосвала, град

Рис. 1. Зависимость ширины рабочей площадки от угла установки автосамосвала под погрузку при маневрировании погрузчика с поворотом

Таблица 1

Влияние угла установки автосамосвала под погрузку на ширину рабочей площадки

Угол Длина по- Ширина Рад. пово- Ширина Длина Раз- Габарит- Безопасное Ширина Ширина Ширина

ШСА к грузчика, погруз- рота по- ШСА, м ШСА, м мер а ный ра- расстояние породного работы рабочей

оси м чика, м грузчика, ШСА, диус по- от машин до вала по машин, м площадки,

заход- м м ворота бровки, м подошве м

ки, ШСА, м (6=60°), м

град

При подаче самосвала под погрузку передним ходом

10 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 28,6 28,6

20 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 26,5 26,5

30 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 24,0 24,0

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

40 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 21,2 21,2

50 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 18,2 21,8

60 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 15,0 21,8

70 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 11,8 21,8

80 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 8,7 21,8

90 13 5,3 9 3,5 11 1 8,6 1,029 1,029 5,7 21,8

При подаче самосвала под погрузку задним ходом

10 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 29,3 32,5

20 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 27,8 31,1

30 13 5,3 99 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 26,0 29,2

40 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 23,8 27,0

50 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 21,2 24,5

60 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 18,5 21,7

70 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 15,6 18,8

80 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 12,6 15,9

90 13 5,3 9 3,5 11 5 8,6 1,029 1,029 9,7 13,0

8 ШСА — шарнирно-сочлененный автосамосвал

Таблица 2

Параметры забоя и рабочих площадок при применении оборудования с дистанционным управлением

Особенности Тип рабочей Параметр

дистанцион- площадки Ширина ра- Высота Высота

ного управле- бочей пло- породно- забоя, м

ния щадки, м го вала, м

С внешними Минимальная с 23 1 10

видеокамера тупиковым

ми торцевым забоем

Нормальная с 30 2 10

тупиковым

торцевым забоем

С фронтальным 40 2 10-15*

забоем

Без внешних Минимальная с 28 1 10

видеокамер тупиковым торцевым забоем

Нормальная с 35 2 10

тупиковым

торцевым забоем

С фронтальным 45 2 10-15*

забоем

Независимо Торцевой забой со сквозным односторонним движением транспорта 35 1 10

Торцевой забой со 45 1 10

сквозным

двусторонним

движением

транспорта

* Высота забоя 15 метров, равной полторы высоты черпания выемочно-

го оборудования допускается только в хорошо осыпающемся развале

без образования козырьков и нависей

Таким образом, для указанных условий геометрически возможно сформировать рабочую площадку торцевым забоем непосредственно по сформированному после взрыва развалу без дополнительных работ. При этом высота забоя будет равной максимальной высоте черпания погрузчика.

35,0

£

£ 30,0

з

га

I 25,0

5 20,0

15,0

10,0

5,0

------ П одача с амосва; та заднт 1М

/

Перехо д на че точное

\ п вижени &автос амосраа ТсГ^

/ ■ч. *» ч.

/ п одача с амосва. па пере зним **

10

20

30 40 50 60

Угол установки автосамосвала, град

70

80

90

Рис. 2. Зависимость высоты забоя от ширины рабочей площадки, формируемого в наклонном развале руды: 1 — высота забоя для погрузчика САТ-994F по максимальной высоте черпания; 2 — высота забоя для погрузчика САТ-994F при 1,5 высоте относительно максимальной высоты черпания; 3 — минимальная ширина рабочей площадки для погрузчика САТ-994F и автосамосвала САТ-740

Рекомендуемые параметры рабочих площадок и забоя приведены в табл.2.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Заровняев Б.Н., Шубин Г.В., Гоголев И.Н., Акишев А.Н., Журавлёв А.Г., Андросов АД. Новые способы и методы ведения горных работ на глубоких алмазодобывающих карьерах. // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2011. — № 12. — С.80-84.

2. Заровняев Б. Н., Акишев А. Н., Колганов В. Ф., Шубин Г.В., Журавлев А. А. Перспективы отработки нижних горизонтов алмазных месторождений. //Геомеханические и геотехнологические проблемы эффективного освоения месторождений твердых полезных ископаемых северных и северо-восточных регионов России : труды Всерос. науч. — практ. конф.,-Якутск : Издательство Института мерзлотоведения им. П. И. Мельникова СО РАН, 2011. — С79-84

3. Заровняев Б. Н., Шубин Г.В., Акишев А. Н., Бабаскин С.Л., Курилко А. С. Перспективы разработки глубоких алмазных месторождений Якутии. Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр: Материалы Х1 Междунар.конф., 18-21 сент.2012 г. — Усть-Каме-ногорск: ВКГТУ, 2012. — Т.1. С. 63-65.

4. Зырянов И.В., Акишев А.Н., Тарасов П.И., Журавлёв А.Г., Заровняев Б.Н., Шубин Г.В. Новые подходы к транспортированию горной массы с глубоких горизонтов кимберлитовых карьеров. 11 Международная научно-практическая конференция «Техгормет-21 век» Сборник тезисов докладов. С-ПГГУ, 2011, С18-19.

5. Заровняев Б.Н., Шубин Г.В., Акишев А.Н., Бабаскин С.Л., Забелин В.В. К вопросу разработки и внедрения безопасной технологии отработки глубоких кимберлитовых карьеров с использованием дистанционного управления горнотранспортным оборудованием. //Проблемы и пути эффективной отработки алмазоносных месторождений. Сборник тезисов докладов. — Мирный, 2011. — С. 31. птега

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Шубин Гоизорий Владимирович — кандидат технических наук, доцент, grigshubin@mail.ru,

Заровняев Борис Николаевич — доктор технических наук, профессор, mine_academy@mail.ru,

Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова, Акишев Александр Николаевич — кандидат технических наук, Научно-исследовательский и проектный институт Якутнипроалмаз АК «АЛРОСА», начальник отдела, institut-yna@alrosa.ru,

Журавлев Артем Геннадиевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела УрО РАН, juravlev@igduran.ru

А

И.В. Васильев, А.С. Курилко, М.В. Каймонов, 2012

Г.В. Шубин, Б.Н. Заровняев, И.В. Васильев, А.С. Курилко, М.В. Каймонов

СПЕЦИФИКА КОМБИНИРОВАННОЙ ДОРАБОТКИ ГЛУБОКИХ АЛМАЗНЫХ ТРУБОК В УСЛОВИЯХ КРИОЛИТОЗОНЫ

При доработке глубоких карьеров и переходе на подземный способ под защитой предохранительной подушки рассматривается вопрос об её технологических свойствах, агрегатном состоянии и возможности оптимизации её контролясповерхности карьера.

Ключевые слова: защитная подушка, подкарьерные запасы, рудная подушка.

в связи с достижением многих карьеров критических глубин стал неизбежным переход отработки ряда кимберлитовых трубок на подземный способ разработки, что было сопряжено с громадными трудно решаемыми проблемами, т.к. мировая практика горного дела не располагает значительным опытом отработки подкарьерных запасов в экстремальных климатических и невероятно сложных горнотехнических условиях.

В настоящее время компанией «Алроса» начиная с 1999 г. подземным способом отрабатывается три месторождения (трубки) «Мир», «Интернациональная», «Айхал», системами с закладкой выработанного пространства. В то же время наработанного опыта компанией за столь короткое время явно недостаточно, принимая во внимание тот факт, что системы с принудительным обрушением на рудниках АК «АЛРОСА» ранее не применялись.

В связи с этим необходимо изыскание и разработка неординарных технических и технологических решений по целому ряду вопросов дальнейшей отработки практически каждой трубки, учитывая своеобразие каждой из них, обеспечивающих минимальные потери и разубоживание руд при со-

блюдении рентабельности их отработки в особенности менее ценных (беднотоварных) руд ряда месторождений, к которым относится трубка «Удачная», где использование чрезвычайно затратных систем с закладкой выработанного пространства применяемых при отработке трубок «Мир», «Интернациональная» и «Айхал» экономически нецелесообразно.

В этом случае по заключению ряда НИИ эффективными будут только менее затратные системы с принудительным обрушением. Горные работы в этом случае производятся под породной или рудной подушкой, отсыпаемой на дне отработанного карьера, обеспечивающей защиту рудников от неблагоприятных факторов.

К защитной подушке в целях обеспечения безопасности ведения подземных горных работ предъявляются целый ряд жестких требований: круглогодичная подвижность без образования зависаний и смерзшихся зон в зимний период при ведении очистных работ в руднике; беспрепятственный транзит поверхностных и грунтовых вод, предотвращая тем самым образование техногенного озера на дне отработанного карьера и внезапный прорыв скопившихся вод в подземные горные выработки; требуемую мощность (~ 30 м) для защиты от динамических воздействий падающих с уступов отработанного карьера пород; требуемый уровень аэродинамической связи подземных горных выработок с отработанным пространством карьера, обеспечивающий положительный температурный режим материала подушки в зимний период и в то же время предотвращая возникновение незапланированных утечек вентиляционного воздуха.

При этом определяющее значение имеет обеспечение сыпучих свойств защитной породной подушки в течение всего периода существования рудника в летний, зимний и переходный периоды.

Ранее проведены специальные исследования и численные эксперименты на разработанных математических моделях процессов смерзания и льдообразования в отбитой руде применительно к условиям мерзлотных горизонтов алмазодобывающего рудника АК «АЛРОСА» [1].

На рис. 1—2 приведены графики суммарного влаго- и льдонакопления в блоке отбитой мёрзлой руды.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Рис. 1. Динамика суммарного влагонакопления (вода+лёд) в блоке отбитой руды (во=+3°С; То = -4"С; то=0,2; h = 400 Па; w = 0,1 д.е.)

-12 час ---24 час

\ 1 1 .....48 час ---72 час ----120 час -240 час

1 ■

1 : -----360 час .........720 час

1 -1

1 ■

- -.¿V,

О 2 4 6 8 10 12 14 16 1В 20

Высота, м

Рис. 2. Динамика суммарного льдонакопления в блоке отбитой руды (во=+3°С; То = -4°С; то=0,2; h = 400 Па; w = 0,1 д.е.)

Как видно из графиков, уже через 48 часов в блоке отбитой руды в нижней его части происходит накопление влаги до 1,5 %. Распределение конденсата имеет характерный «горб», который в течение времени сдвигается вглубь блока. В зоне с положительной температурой руды влага находится в жидком состоянии, а в зоне с отрицательной температурой — в твёрдом в виде льда (инея). Изменение содержания льда по высоте блока отбитой руды для этого примера показано на рис. 2.

На интенсивность накопления влаги в большой степени влияет теплоёмкость руды. Чем она выше, тем интенсивнее и

ближе к границе происходит процесс конденсации влаги (льда) из воздуха. Основным фактором, определяющим теплоёмкость горной породы, является её естественная влажность, т.е. влажность, содержащаяся внутри куска отбитой породы.

Влияние на характер распределения накопленной влаги в блоке также оказывает средний диаметр куска отбитой руды. В случае преобладания в навале мелких кусков влага накапливается в нижних слоях блока. При больших кусках распределение влаги более равномерное.

Расчеты показали, что, чем меньше начальная пустотно-стьт0 блока отбитой мерзлой руды, тем ниже по высоте блока зона накопления конденсата. При высоких значениях пустот-ности (т0>0,3) закупорка каналов инеем (при высоте блока 20 м) не происходит, отбитая руда растепляется на всю высоту блока.

На рис. 3 приведены скорости фильтрации для различных значений внутренней влажности руды при пустотности т0=0,1 и т0=0,2. Как видно из графиков, не во всех случаях происходит закупорка каналов инеем. Видно, что при малых значениях внутренней влажности руды она происходит намного позже, а с увеличением пустотности и уменьшением теплоёмкости закупорка каналов инеем не происходит.

Так как время смерзания отбитой руды и расположение зоны интенсивного льдонакопления по высоте блока зависят от множества факторов (пористость блока, теплоёмкость и средний диаметр кусков руды и их температура, температура и влагосодержание воздуха и др.) выбор технологических параметров должен производиться для каждого конкретного случая индивидуально с учётом всех вышеперечисленных параметров.

В случае замерзания породной подушки, отсыпанной на дне карьера, она может потерять сыпучие свойства. В связи с этим должны быть предприняты меры по снижению интенсивности процессов возможного льдообразования в подушке.

Выполнение перечисленных требований к возводимой подушке в отсутствие практического опыта её возведения и эксплуатации требует соблюдение жестких требований при её сооружении и является довольно сложной разноплановой

задачей, требующей решения сложных неординарных, взаимосвязанных задач с привлечением широкого круга специалистов различного профиля и использованием методов математического моделирования, натурных наблюдений и экспериментов.

--ГО=0,1 №=0,15

--т=С,1 \¥=0.1 т=0,1 *=0,05 -гт=0,2 №1=0,15

-ГГР0,2 -ГО=0,2 №Р=0,05

Ч" - \

V \

О 10 0 200 300 400 500 600 700 Вреш.час

Рис. 3. Динамика скорости фильтрации при различной внутренней влажности руды и пустотности блока

Одной из важнейших и первостепенных задач комбинированной доработки тр. «Удачная» является создание технологии безопасной выемки руды при отработке верхних горизонтов рудника «Удачный». Этообеспечивается путем использования высокопроизводительных систем разработки (с годовым объёмом добычи руды до 4.0 млн т. в год) под защитой рудо — породной предохранительной подушки [2].

После завершения работ по отсыпке рудопородной защитной подушки на дне отработанного карьера и полной его консервации исключается возможность нахождения людей для ведения наземных геодезических и топографических исследований с помощью традиционных приборов.

В этом случае контроль за динамикой смещений защитной подушки в процессе ведения подземных горных работ при отработке подкарьерных запасов возможен только с помощью приборов дистанционного типа, в частности с использованием систем лазерного сканирования специально разра-

ботанных для условий открытых горных работ швейцарской фирмой «Leica», хорошо зарекомендовавших себя, пригодных для использования в суровых климатических условиях. Это в полной мере относится к системе HDS 8800, которая отличается высокой скоростью сканирования, простой в управлении, удобной в

Рис. 4. Контроль за динамикой смещений защитной подушки с использованием систем лазерного сканирования

использовании. Система кроме высокоскоростного сканера так же включает: цифровую панорамную фотокамеру с разрешением 70мПкс, позволяющей получать снимки с высококачественным изображением; планшетный полевой компьютер (ППК) Explore, хорошо защищенный от внешних негативных воздействий; оптический трегер, обеспечивающий стабильную устойчивость прибора во время работ.

Сотрудниками СВФУ и ИГДСевера разработана методика проведения инструментального контроля вышеуказанным оборудованием с целью исследования сыпучих свойств предохранительной рудопородной подушки образованной на дне карьера, путем установления её подвижности (смещения по сигнальным маячкам) на локальных участках при подземной выпуске руды. Такую систему предполагается использовать при проведении опытно-экспериментальных работ на рудни-

ке «Удачный», а в последующем для оценки динамики смещений возведенной защитной подушки (рис. 4).

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Каймонов М.В. Влияние процессов теплои массопереноса на смер-заемость руды в очистных блоках рудников Севера / дисс.... к.т.н., ИГДСе-вераим.Н.В.Черского СО РАН. — Якутск,2008-139 с.

2. Хохолов Ю. А., Курилко А. С., Каймонов М. В., Шубин Г.В. Моделирование термического состояния предохранительной подушкина руднике «Удачный». //Геомеханические и геотехнологические проблемы эффективного освоения месторождений твердых полезных ископаемых северных и северо-восточных регионов России : труды Всерос. науч. — практ. конф.,-Якутск : Издательство Института мерзлотоведения им. П. И. Мельникова СО РАН, 2011. — С273-277 ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Заровняев Борис Николаевич — доктор технических наук, профессор, mine_academy@mail. ги,

Шубин Гоигорий Владимирович — кандидат технических наук, доцент, grigshubin@mail.ru,

Васильев Иннокентий Васильевич — zaq.300@mail.ru, Северо-Восточный федеральный университет им. М.К.Аммосова, Курилко Александр Сардокович — доктор технических наук, заведующий лабораторией, a.s.kurulko@igds.ysn.ru,

Каймонов Михаил Васильевич — кандидат технических наук, научный сотрудник, gtf@igds.ysn.ru,

Институт горного дела Севера им Н.В. Черского Сибирского отделения РАН.

_£

В.С. Сорокин, И.А. Николаев, 2012

Б.Н. Заровняев, Г.В. Шубин, В.С. Сорокин, И.А. Николаев

АНАЛИЗ И ОБОБЩЕНИЕ ОПЫТА ВЕДЕНИЯ ВЗРЫВНОЙ ОТБОЙКИ МНОГОЛЕТНЕМЕРЗЛЫХ ГОРНЫХ ПОРОД

Приведен анализ и обобщение опыта ведения взрывной отбойки многолетнемерзлых горных пород. Приведены рабочие параметры применяемых типов взрывчатых веществ. Ключевые слова: буровзрывные работы, скальные породы, многолетнемерзлые горные породы.

ри открытой разработке месторождений Севера буя я ровзрывные работы производятся в условиях, когда породные массивы под влиянием отрицательной температуры превращаются в прочно армированные монолиты за счет заполнения пор и трещин льдом. При проектировании массовых взрывов на угольных разрезах и россыпных месторождениях Северо-Востока страны недостаточно учитываются специфические условия, обусловленные продолжительными низкими температурами воздуха и многолетнемерзлым состоянием разрабатываемых массивов. Наличие в составе вскрышных пород вязких компонентов (льда-цемента и неза-мерзшей воды), а также газообразного компонента, намного снижает механический эффект взрыва, и это особенно наблюдается при небольших значениях отрицательной температуры в породном массиве.

Мерзлые породы относятся к упрого-вязко-пластичным четырехкомпонентным (скелет породы, поры с газообразными компонентами, незамерзшая вода и лед) твердым телам, механическая прочность и энергоемкость разрушения которых определяются цементирующей способностью замерзшей воды.

Свойство твердых минеральных частиц, образующих скелет грунта, и газообразных компонентов с понижением температуры изменяются незначительно. Часть воды при отрицательной температуре превращается в лед. Цементирующие связи между кристаллами льда и частицами минерального скелета осуществляются через пленки незамерз-шей воды, обволакивающей частицы скелета и ледяные кристаллы. Эти связи меняются с изменение внешнего воздействия и понижением температуры, вызывая нестабильность свойств мерзлых пород.

Пластично-мерзлые породы обладают вязкими свойствами и способны сжиматься под нагрузками. К ним относятся тонкодисперсные породы при отрицательной температуре, не ниже: -0,3 °С — для пылеватых песков; -0,6 °С — для супесей; -1,0 °С — для суглинков; -1,3 °С — для глины.

Льдистость, содержание незамерзшей воды и характер приложения внешних нагрузок определяют способность мерзлой породы разрушаться как хрупкое или как пластичное тело.

Если в крепких скальных породах почти весь объем разрушения при взрывеобусловлен действием волны, то в мерзлых рыхлых породах, обладающих повышенными вязко-пластическими свойствами, основным разрушающим фактором является поршневое давление газообразных продуктов детонации. Однако на начальном этапе взрыва, когда происходит предразрушение мерзлого массива путем образования сети трещин, большое значение имеют условия распространения фронта ударной волны.

Влияние геокриологических факторов на интенсивность затухания и поглощения энергии волн напряжений в непосредственной близости от очага взрыва до настоящего времени изучено не в полной мере.

Для установления физической сущности процессов, происходящих в ближней зоне взрыва, были проведены лабораторные эксперименты [1] по разрушению моделей из мерзлого песчано-глинистого материала. Состав песчано-глинистого материала для изготовления моделей подбирался с таким расчетом, чтобы получались близкие аналоги имитируемых пород, т.е. при содержании глинистых частиц по массе до 10 % его относили к супесям, от 10 % до 30 % — к суглинкам и более 30 % — к глинам.

При моделировании действия взрыва в мерзлой породе решались две задачи: 1) раскрытие механизма развития пластических деформаций и уплотнения мерзлой породы в ближней зоне взрыва; 2) изучение дробимости мерзлой породы по величине энергозатрат на образование единицы поверхности продуктов разрушения.

При проведении камуфлетных взрывов размеры взрывной полости и толщина уплотненного слоя вокруг заряда увеличиваются с повышением дисперсности и температуры от 0 до -3°С. Своеобразие деформирования мерзлой породы при взрыве обусловлено интенсивным взаимным перемещением минеральных частиц и микро дроблением кристаллов льда, а также их плотной упаковкой за счет выдавливания незамёрзшей воды из пор и ее отжатия из зоны взрыва.

Таким образом, наличие в составе мерзлых пород вязких компонентов (глинистых частиц и незамерзшей воды) и поро-вого льда, приводит к росту структурно необратимых деформаций и как следствие к значительным потерям энергии взрыва в ближней зоне.

По результатам второй серии экспериментов сделаны следующие выводы: 1) с увеличением глинистых частиц в материале модели энергоемкость разрушения возрастает а качество дробления снижается; 2) Наибольшие значения поверхностной энергии разрушения мерзлых пород различного гранулометрического состава наблюдается в диапазоне температур 0°С^< -3°С, т.е. при переходе пород в пластично-мерзлое состояние.

Зависимость удельной поверхностной энергии разрушения от содержания глинистых частиц носит параболический характер и описывается уравнением: 218

qs = 5,39 + 0,239^л - 0,0013^л2;

Наличие гравийно-галечных включений в составе осадочных пород имитировалось путем добавления в состав материала модели мелкого щебня в определенной пропорции.

В результате установлено, что выход дробленого продукта с увеличением содержания щебня постепенно уменьшается и достигает минимального значения при содержании его порядка 25 %.

Таким образом, выполненными лабораторными экспериментами установлено, что на качество взрывной подготовки многолетнемерзлых осадочных пород влияют прочностные свойства, структурные особенности строения массива и наличие в составе вязких компонентов.

На качество подготовки мерзлых пород существенное влияние оказывают параметры заложения зарядов, оптимизацию которых можно проводить только на основе установленных зависимостей, полученных по результатам опытных работ. Для установления некоторых закономерностей изменения степени дробления мерзлых пород от параметров разложения удлиненных зарядов были проведены лабораторные исследования на моделях и экспериментальные работы на опытных полигонах [9].

Первоначально изучалось влияние линии сопротивления по подошве уступа (W) и удельныхэнергозатрат на качество дробления взорванной горной массы. Модели изготавливались в виде блоков размером 0,4x0,4x0,2 м. Смесь, состоящая из песка (80 %) и глины (20 %), после увлажнения помещалась в специальные разборные формы и уплотнялась на вибростоле. Влажность материала изменялась в пределах от 19 до 22 %, что соответствовало его полномув-лагонасыщению. В процессе заложения материала модели оформлялся уступ высотой 100 мм с углом откоса 70°. Модель выдерживалась в холодильной камере при температуре -5 °С в течение 3 суток. Для контроля температуры в теле модели размещались терморезисторы типа ММТ-1. К производству взрывов приступали после того, как устанавливалась постоянная температура по всему объему модели.

На уступе параллельно откосу располагались одиночные шпуры глубиной 120 мм. Заряды тэна весом 0,85 г размещались в стеклянных трубках с внутренним диаметром 3 мм на всю длину шпура, что обеспечивало достаточную энергонасыщенность разрушаемых участков модели.

После взрыва весь разрушенный материал просеивался через набор сит с размером ячеек: 1; 2; 3; 5; 7; 10; 20; 30; 40; 50 мм. По результатам ситового анализа определялись гранулометрический состав, выход дробленого продукта (фракции менее 10 мм) и диаметр среднего куска взорванной мас-сы^ср). Наибольший выход дробленого продукта (около 50 %) наблюдался при значениях линии сопротивления по подошве, равной 2 и 3 см, что свидетельствует об излишнем переизмельчении взорванной горной массы, а при увеличении W до 6-7 см, происходило значительное повышения выхода крупных фракций (+50 мм). Наиболее равномерное и качественное дробление получено при W = 4-5 см.

Таким образом, с уменьшением W степень дробления повышается вследствие возрастания относительных размеров зоны с высокой плотностью трещин вокруг полости сжатия и уплотнения.

На рис. 1 приведены графики зависимости диаметра среднего куска ^ср) от линии сопротивления по подошве (W) и удельных энергозатрат разрушения из которых следует, что с увеличением W от 2 до 7 см, крупность дробления возрастает в 3,3 раза. Увеличение удельных энергозатрат на разрушение с 8-25 Дж/м3 в начальный период вызывает значительное снижение размеров среднего куска, а дальнейшее увеличение q' в меньшей степени сказывается на изменении

dcр.

Корреляционный анализ полученных данных позволил установить, что изменение dсрот Wносит параболический, а от q'гиперболический характер и описывается уравнениями: dcр = -4,7 + 7,73W- 0,125W2

40 45 20 25 4 НМЛ5 Рис. 1. Зависимость диаметра среднего куска взорванной горной-массы: а — от линии сопротивления по подошве (Щ); б — от удельных-энергозатрат разрушения (9')

л- -З5^-1,72. " я' ,

Радиус зоны разрушения скважинного заряда является основным показателем при расчете оптимальных параметров буровзрывных работ при дроблении мерзлых осадочных пород. Экспериментальные исследования по определению зоны разрушения при взрыве одиночного скважинного заряда выполнены на вскрыше Кангаласского угольного разреза, вскрышной массив которого представлен многолетнемерз-лыми осадочными породами, со средней температурой -5 °С. Методика проведения эксперимента и полученные данные приведены в работах [2, 3]. При анализе результатов исследований установлено, что радиус зоны интенсивного дробления при взрыве одиночного скважинного заряда диаметром 160 мм составил 2,5 м или 30Rз.

Для определения размеров зон разрушения при взрыве взаимодействующих зарядов на вскрышном уступе высотой 6,3 м вдоль бровки были пробурены скважины диаметром 230 мм. Глубина скважин -6,5 м, угол наклона — 75°, линия сопротивления по подошве уступа -6 м, расстояние между скважинами соответственно — 5,8 и 13 м. В каждой скважине

размещался заряд граммонита 79/21 весом 148 кг. Взрывание осуществлялось одновременно.

После взрыва производились замеры размеров зон разрушения как в горизонтальной, так и в вертикальной плоскостях. В результате установлено, что радиус зоны эффективного разрушения по линии расположения взаимодействующих скважинных зарядов диаметром 230 мм составляет 4,5 м или 39Rзap. Зона разрушения вглубь массива достигает 2,4 м, что соответствует 2Шзар, удельный расход ВВ при проведении эксперимента составил 0,65 кг/м3.

Вторая серия опытов проводилась с целью определения оптимальной величины линии наименьшего сопротивления по подошве уступа. Для этого вдоль бровки были пробурены 3 скважины. Глубина, диаметр и угол наклона скважины, а также вес заряда принимались такими же, что и в предыдущих опытах. Расстояние между скважинами -8 м, линия сопротивления по подошве соответственна — 6,7 и 8 м.

При анализе результатов второй серии установлено, что хорошая проработка подошвы уступа и оптимальные параметры воронки взрыва наблюдаются при ^ равной 6—7 м, что соответствует (52 ^ 60^3.

Результаты проведенных лабораторных и натурных исследований позволили установить следующее:

— с уменьшением линии сопротивления по подошве уступа (ЛСПП) степень дробления мерзлых пород повышается вследствие возрастания относительных размеров зоны с высокой плотностью трещин вокруг полости сжатия и уплотнения.

— для установления оптимальной величины ЛСПП целесообразно проводить взрывы одиночных и взаимодействующих скважинных зарядов на рабочих уступах с последующим определением зоны эффективного разрушения мерзлых пород.

— при взрывании многолетнемерзлых осадочных пород ЛСПП рекомендуется принимать в пределах 39—60 радиусов заряда ВВ в зависимости от высоты уступа.

От величины удельного расхода ВВ зависит энергонасыщенность взрываемого массива и для его определения

предложены различные расчетные формулы, а также составлено множество местных классификаций по взрываемо-сти, основанных на учете физико-механических свойств и трещиноватости горных пород.

Для мерзлых пород, имеющих искусственную монолитность за счет цементирующего действия льда, удельный расход ВВ должен определятся с учетом геокриологических факторов и температурного режима породного массива.

Как установлено многочисленными научными исследованиями, главной особенностью состава многолетнемерзлых осадочных пород является наличие в них льда и незамерз-шей воды. Лед может содержаться в виде цемента, состоящего из мелких отдельных кристаллов, и в виде обособленных включений — шлиров (прослоек, линз и гнезд), а также сравнительно крупных ледяных тел в жилах или трещинах напластований. Количество, размеры, форма и размещение ледяных включений обусловливают особое строение мерзлого породного массива, характеризуемое криогенной текстурой. Влияние криогенной текстуры на взрываемость мерзлых пород можно объяснить следующим образом. При наличии базальной текстуры воздействие взрывной нагрузки вызывает быстрое растрескивание массива по льду-наполнителю, и здесь увеличение удельного расхода ВВ не обеспечивает желаемого результата дробления пород. Массивная текстура, характерная для песчаных пород в присутствии небольшой примеси глины, приводит к ухудшению их взрываемости, и особенно в том случае, если лед-цемент, заполняющий все поры, будет находиться в пластичном состоянии. Механический эффект взрыва намного снижается в высоко-глинистых породах, имеющих шлировую текстуру. В данном случае ударная волна гасится в значительной степени ввиду мгновенной «податливости» ледяных шлиров деформациям, а также ее многократного отражения от линз и прослоек льда. Присутствия льда и его примеси с мелкодисперсным материалом в трещинах относительно плотных пород также снижает разрушающее действие волн напряжений. В связи с этим криогенная текстура должна быть принята в качестве

одного из основных критериев при составлении классификации мерзлых пород по взрываемости. Взрываемость мерзлых пород заметно ухудшается с увеличением содержания глинистых частиц, что связано с проявлением, наряду со льдом, другого более вязкого компонента — незамерз-шей воды. Для установления количества глинистой примеси в составе мерзлых пород целесообразно использовать показатель простреливаемости скважин или шпуров. Как показали результаты экспериментальных исследований [4], с повышением дисперсности минеральных частиц мерзлой породы размеры котловой полости увеличиваются. Это свидетельствует о больших затратах энергии взрыва в ближней от заряда ВВ зоне из-за значительных пластических деформаций и сжимаемости высокоглинистых пород.

На основе анализа обширного статистического материала по производству массовых взрывов на открытых разработках Якутии были установлены оптимальные значения удельного расхода ВВ для отдельных типов грунтов в зависимости от температурного режима (табл. 1). Таблица 1

Оптимальные значения удельного расхода ВВ

Температура Значение удельного расхода ВВ, кг/м3

породного массива,°С Пески и слабо-сцементированные песчаники Суглинки Глины Гравийная масса с пес- чано-глинистым заполнителем

0 - -2 0,50 0,90 0,95 0,70

- 2 - -4 0,55 0,85 0,95 0,75

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

ниже -4 0,55 0,75 0,90 0,75

Выбор типа ВВ является первоочередной задачей при проектировании взрывных работ, так как физические и энергетические характеристики применяемых ВВ определяют пространственное расположение скважинных зарядов и качество дробление горных пород.

Ассортимент ВВ, рекомендованных для взрывания различных по свойствам и состоянию горных массивов, включают в основном гранулированные составы, при этом прогрес-

сивным направлением является внедрение дешевых ВВ, универсальных по области применения и допускающих механизированное заряжание скважин.

При подборе соответствующих типов ВВ для взрывной подготовки мерзлых пород необходимо считаться с их физическими и взрывными свойствами, и из первых следует выделить сыпучесть, водоустойчивость и плотность. Хорошая сыпучесть способствует быстрому заряжанию скважин, что особенно важно в зимнее время при сильных морозах.

При положительной температуре наружного воздуха наблюдается поступление воды в скважины из деятельного слоя, что обуславливает применение водоустойчивых взрывчатых веществ.

Из гранулированных ВВ заводского изготовления наиболее водоустойчивыми являются гранулотол и алюмотол. Однако из-за высокой стоимости их рационально применять для заряжания обводненных скважин с проточной водой.

При взрывании многолетнемерзлых пород вода в скважинах появляется в весенний период в результате таяния снега, а в летне-осенний период при выпадении атмосферных осадков, при этом скважины заполняются стоячей водой. При их заряжании рационально использовать менее водоустойчивые ВВ типа граммонита 30/70 (при высоте столба воды в скважинене до 1,5—3,0 м) и гранитолов (при высоте столба воды в скважине более 3 м).

При установлении взаимосвязи свойств ВВ и взрываемых многолетнемерзлых пород необходимо принимать во внимание следующие обстоятельства:

1) достаточное силовое взаимодействие энергии взрыва с породным массивом можно добиться при обеспечении требуемой энергонасыщенности его и полноты детонации массы ВВ;

2) путем управления детонационным процессом следует сгладить пиковое давление с одновременным увеличением времени действия продуктов детонации на разрушаемый массив;

3) затраты энергии взрыва на необратимые пластические деформации и уплотнение в ближней зоне могут быть снижены при применении ВВ с невысокой скоростью детонации.

Как известно, для интенсификации дробления крепких скальных пород используются ВВ, обладающие одновременно высокими значениями скорости детонации, плотности и удельной энергии. Наличие значительных сил сцепления и повышенная вязкость многолетнемерзлых пород как бы замедляют процессы деформации и образования трещин при взрыве, в результате чего снижается эффект воздействия ударных волн и происходят большие потери энергии в ближней зоне за счет диссипации. В этих условиях наиболее пригодными и эффективными типами взрывчатых веществ, следует признать гранулированные ВВ, имеющие сравнительно низкую скорость детонации при достаточно высокой удельной энергии.

С уменьшением скорости детонации ВВ снижается пиковое давление головной части импульса и увеличивается длительность его нарастания, и такой низкоамплитудный импульс большой длительности способствует более равномерному дроблению мерзлых пород.

Из промышленных ВВ наиболее низкою скорость детонации (2500—3000 м/с) и наибольшую ширину зоны химической реакции имеют гранулит-М и игданит при сравнительно небольшой теплоте взрыва (О = 3800 кДж/кг).

Повышения удельной энергии можно достигнуть введением в состав простейших ВВ мелкодисперсного алюминия.

По результатам опытно-промышленных взрывов, осуществленных на вскрыше Кангаласского угольного разреза, было доказано, что для лучшей взрывной подготовки мерзлых пород целесообразно использовать гранулиты АС-4 и АС-8, а также комбинированные заряды, состоящие из алюмотола и граммонита 79/21 в соотношении 1:4.

Гранулиты марок АФ-7 и АФ-12 вместо дорогостоящего алюминия содержат в своем составе высококалорийный недорогой металл ферросилиций соответственно 7,2 и 11,5 %. Эти взрывчатые вещества при меньшей стоимости по энер-

гетическим показателям превосходят гранулиты АС-4 и АС-8

С целью удешевления взрывных работ и повышения уровня безопасности на ряде карьеров применяются простейшие бестротиловыеВВ типа гранулита УП-1 (Нерюнгрин-ский угольный разрез) и низкоплотные ВВ с полистиролом.

В состав гранулита УП-1 входят аммиачная селитра, жидкий нефтепродукт (дизельное топливо) и угольный порошок.

На карьерах кимберлитовых трубок были испытаны и внедрены низкоплотные ВВ — гранулиты «П» и «ФПА», содержащие в своем составе, вместо угольного порошка, гранулы вспененного полистирола.

На предприятии ООО «Кузбассвзрывсервис» разработана и допущена к применению простейшая технология приготовления промышленных ВВ (гранулиты НК) с горючим компонентом карбамидом модифицированным и гранулированной аммиачной селитрой для механизированного или ручного заряжания взрывных скважин на дневной поверхности.

Карбамид модифицированный представляет собой сыпучую смесь гранулированного карбамида (80 %) с твердыми и жидкими нефтепродуктами (20 %). Как горючая добавка, карбамид модифицированный в отличие от жидких нефтепродуктов или твердых горючих веществ имеет близкий гранулометрический состав к окислителю — аммиачной селитре, что предельно упрощает процесс приготовления ВВ. В молекулах карбамида содержится много водорода, что повышает объем газообразных продуктов взрыва и положительно сказывается на общей эффективности взрыва.

Гранулиты НК марок А и В предназначены для заряжания сухих скважин диаметром не менее 100 мм на земной поверхности в породах крепостью до 12 по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

Сравнительные характеристики взрывчатых веществ гранулита НК, УП-1 и граммонита 79/21 приведены в табл. 2.

Гранулиты НК марок А и Б в виде смеси АС с обычным (марка В) или модифицированным карбамидом (марка А) изготавливаются на пунктах подготовки ВВ к механизированному заряжанию способом поочередной засыпки исходных

компонентов в заданном соотношении в бункер-накопитель зарядно-смесительной машины.

Гранулит НК можно также изготавливать непосредственно во время заряжания скважин вручную при помощи переносного дозатора ДПСМ массой 23 кг.

По результатам массовых взрывов на разрезах ОАО ХК «Кузбассразрезуголь» работоспособность гранулита НК-А превосходит взрывчатые показатели гранулита УП-1 и по эффективности не уступает граммониту 79/21.

Таблица 2

Сравнительные характеристики гранулитов НК, УП-1 и граммонита 79/21

Показатели Гранулит НК Гранулит Граммонит

Марка А Марка Б УП-1 79/21

РАСЧЕТНЫЕ

Теплота взрыва, 3400(830) 3090(760) 3700(915) 4280(1030)

кДж/кг(ккал/кг)

Объем газов 970-980 980 875-885 895

взрыва, л/кг

ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ

Критический 30-32 40 36-38 15-20

диаметр детонации

в стальной трубе,

мм

Скорость детонации 2,9-3,1 2,3-2,6 2,8-2,9 3,2-4,0

в стальной трубе

диаметром 40 мм,

км/с

Объем ядовитых 38 30 60 65-90

газов в пересчете

на условную (СО),

л/кг

о Таблица 3

Основные характеристики эмульсионных взрывчатых веществ

Наименование ВВ Марка ВВ Теплота взрыва, кДж/кг Объемная концентрация энергии, кДж/дм Плотность заряжания, кг/м3 Скорость детонации, км/с

Игданит 94/6 3840 3460 900 2,2-2,7

Порэмит 1 ИМ-Н 2880 3600 1250 4,9-5,2

ИМ-К 2897 3620 1250 4,9-5,2

МТ-Н 2964 3705 1250 4,9-5,2

МТ-К 3035 3790 1250 4,9-5,2

Порэмит М 4А 3640 4728 1300 4,8-5,1

8А 4350 5868 1350 4,9-5,5

Ирегель 1116 2740 3430 1250 5200

1136Р 3030 3800 1250 4500

1146Р 3160 3950 1250 4500

Иремекс 460 3410 3750 1100 4000

560 3340 3915 1170 4100

660 3260 4010 1260 4200

НД 3150 4070 1320 4500

Существенный эффект действия взрыва в мерзлом породном массиве можно получить при применении эмульсионных ВВ, которые, как показывает мировая практика, являются наиболее безопасными, экологически чистыми и экономически эффективными. Эмульсионные ВВ являются разновидностью простейших аммиачно-селитренных взрывчатых смесей. Их особенность состоит в том, что в отличие от смесей типа аммиачная селитра — дизельное топливо (АС-ДТ), в которых дизельное топливо или другое низковязкое жидкое горючие покрывает гранулы селитры и частично впитывается ими, в эмульсионных ВВ, жидкое горючие покрывает тонкой пленкой капли насыщенного раствора аммиачной селитры или смешанных растворов аммиачной и натриевой селитр, образуя, так называемую, обратную эмульсию. Процесс эмульгирования осуществляется в смесителях с быстро вращающейся мешалкой в присутствии специальных веществ — эмульгаторов. Такие смеси в отличие от смесей АС-ДТ обладают высокой водоустойчивостью и физической стабильностью. Размер капель составляет порядка нескольких микрон.

Эмульгаторы являются важнейшим компонентом эмульсионных ВВ. Наиболее эффективными из них являются эфи-ры сорбита и жирных кислот (стеариновой и олеиновой).

Для повышения детонационной способности в готовую эмульсию добавляют газообразующие вещества или вводят газогенерирующие добавки (нитрит натрия) ГГД.

Сенсибилизированные таким способом эмульсионные ВВ имеют плотность 1,15-1,25 г/см3 и теплоту взрыва 2930-3350 кДж/кг. Для повышения энергетических показателей в их состав вводят тонкодисперсный алюминий.

Благодаря тому, что дисперсные капельки раствора нитрата аммония на несколько порядков меньше твердых гранул составов АС-ДТ скорость детонации эмульсионных ВВ повышается с 3,0-3,2 до 5,0-6,0 км/с.

В России из чисто эмульсионных ВВ налажено производство порэмитов (порэмит 1 и порэмит М) и сибиритов, а из эмульгированных АС-ДТ — гранэмитов. В порэмит М в качестве высокоэнергетической добавки входит алюминиевый порошок.

На карьерах акционерной компании «Алроса» с 1996 г. успешно применяются эмульсионные ВВ двух типов — «Ире-

гель» и «Эремекс», которые изготавливаются на механизированном комплексе импортного производства[5]. - СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Взрывное разрушение многолетнемерзлых горных пород/ Киприя-нов Г.О.,Сорокин В.С., Шубин Г.В., Квагинидзе В.С. — Якутск: Изд-во ЯГУ, 2001. 43 с.

2. Добровольский Г.Н., Сорокин В.С., Киприянов Г.О. О зоне разрушения одиночного скважинного заряда в мерзлых породах// Особенности технологии и разработки месторождений Якутии. — Якутск: Изд-во ЯГУ, 1977. С. 11-15.

3. Физико-механические проблемы разработки месторождений полезных ископаемых Крайнего Севера/ Добровольский Г.Н., Сорокин В.С., Киприянов Г.О. и др. // — Якутск: ЯФ СО АН СССР 1978. С. 71-80.

4. Сорокин В.С., Киприянов Г.О., Шубин Г.В. Исследование действия взрыва удлиненных зарядов ВВ в мерзлых связных породах для оптимизации параметров взрывных работ // Физико-технические проблемы освоения месторождений Севера. — Якутск: Изд-во ЯГУ, 1992. С. 58-68.

5. Александров И.Н., Шубин Г.В., Заровняев Б.Н., Сорокин В.С., Хон В.И. Совершенствование технологии ведения буровзрывных работ на алмазных карьерах Якутии. Якутск: Издательский дом СВФУ, 2012. — 140 с. [ГШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Заровняев Борис Николаевич — доктор технических наук, профессор, mine_academy@mail. ги,

Шубин Гоигорий Владимирович — кандидат технических наук, доцент, grigshubin@mail.ru,

Сорокин Владимир Степанович — sorokin@yandex.ru, Николаев Илья Александрович — nikolaev_ilya88@mail.ru, Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова.

А_

В.С. Сорокин, И.В. Васильев, И.А. Николаев, 2012

Б.Н. Заровняев, Г.В. Шубин, В.С. Сорокин, И.В. Васильев, И.А. Николаев

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ СИСТЕМЫ МОНИТОРИНГА ГЛУБОКИХ КАРЬЕРОВ

Предложен способ совершенствования системы мониторинга глубоких карьеров. Рассмотрены варианты реперного контроля, предложена специальная конструкция репера. Приведены преимущества предлагаемой установки. Ключевые слова: устойчивость откосов, откос, уступ.

редотвращение оползней и обрушений откосов на II карьерах, а так же разработка мероприятий, снижающих вредное воздействие деформаций уступов, бортов, отвалов и территорий, прилегающих к карьеру, является необходимым условием бесперебойной работы горного предприятия.

Обеспечение устойчивости откосов на карьерах, своевременное предупреждение возникающих деформаций откосов, оползней и корректировка углов откосов в зависимости от изменяющейся горно-геологической обстановке невозможно без постоянного контроля.

В связи с отработкой нижних горизонтов сверхглубоких карьеров, повсеместно отмечается ухудшение горно-геологических условий, осложнение организации и повышенная опасность ведения горных работ. Увеличение высоты и углов откоса уступов (вплоть до вертикальных) предъявляет повышенные требования к их сохранности. Сохранность бортов карьера во многом определяется регулярными наблюдениями за их состоянием по различным параметрам и своевременным принятием мер при возникновении неблагоприятных ситуаций [1].

Для выявления различных деформационных проявлений как в массиве многолетнемёрзлых пород (таликовые зоны, пустоты, ледяные линзы и т.д.), так и на поверхности берм и откосов уступов по бортам карьера (трещины, провалы, сра-ботка верхней бровки откоса уступа и т.д.) на глубоких карьерах известны примеры использования различных приборов и установок для осуществления их мониторинга по некоторым отдельным направлениям, например:

• реперные наблюдения за сработкой верхней бровки откосов уступов;

• контроль деформаций относительных смещений по трещинам на локальных участках карьера;

• мерзлотный контроль массивов уступов и берм карьера;

• контроль динамических воздействий на массив уступов и бортов при массовых взрывах на карьере;

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

• оценка вибрационных воздействий на массив уступов и бортов при работе горного и транспортного оборудования на карьере.

Как правило, на карьерах создаются опытные участки, где обеспечивают контроль за отдельными неблагоприятными факторами [2].

Для непосредственногоконтроля за состоянием массивов берм и откосов уступов локальных участков бортов глубоких карьеров с целью обеспечёния наиболее полной и оперативной комплексной информации и разработки превентивных мероприятий по сохранности участковпредлагается, обустройство в одном месте карьерногопункта комплексных наблюдений (рис. 1) [3] за состоянием массива многолетне-мёрзлых пород локальных участков берм и откосов бортов карьера, где осуществляется весь комплекс необходимых замеров и наблюдений, для устранения вышеуказанных недостатков. Причем для защиты проводных и кабельных линий на берме они помещены в металлических кабель-каналах (металлическая труба). Мониторинг за состоянием массива на одном участке бермы включает в себя:

1. Участок реперного контроля за сработкой верхней бровки уступа;

2. Комплекс аппаратуры для контроля над смещением трещин;

3. Комплекс аппаратуры для температурного контроля;

4. Комплекс аппаратуры для сейсмического контроля

взрывных и вибрационных воздействий;

Рис. 1. Карьерный пункт комплексного контроля состояния массива участка борта карьера: 1 — Металлические репера; 2 — кольцевые электрические датчики смещения трещин; 3 — механические датчики смещения трещин; 4 — измерительный усилитель и мультиметр; 5 — термоскважина; 6 — блок приема данных; 7 — сейсмоприемники; 8 — провода в металлических кабель-каналах; 9 — приемная станция; 10 — карьерный пункт комплексного контроля

Реперный контроль за сработкой верхней бровки уступа осуществляется путём размещения системы стационарных металлических реперов на контролируемых участках вдоль верхней бровки откосов берм.

Предложена специальная конструкция репера для расширения диапазона и оперативности реперного контроля при фиксации процесса сработки верхней бровки откосов уступов с высокой точностью измерения дистанционно с общего пункта наблюдения одновременно по нескольким локальным участкам.

что в систему установки реперного контроля введен элемент фиксации репера с массивом при помощи прижимного пружинного устройства, а также сферический отражатель жестко соединенный с фиксатором, что повышает достоверность получаемых результатов

Для повышения достоверности получаемых результатов в систему установки реперного контроля введен саморегулирующийся прижимной пружинный фиксатор для фиксации репера с массивом при помощи механизма пружинного крепления размещённого в телескопический став, а также сферический отражатель жестко соединенный с фиксатором [4].

Предлагаемое устройство иллюстрируется рис. 2-5 где схематически показан участок реперного контроля (рис. 2) с его поперечный разрезом (рис. 3), а также поперечный разрез стационарного пункта дистанционного контроля (рис. 4) и общий вид размещения установок реперного контроля и стационарного пункта дистанционного контроля на бермах бортов карьера (рис. 5).

Рис. 2. Участок реперного контроля

1

Положительный результат, получаемый при использовании устройства выражается в возможности дистанционного контроля сработки верхней бровки откоса уступов без непосредственного присутствия наблюдателей на ре-перном участке. Важным отличительным признаком является так же тот факт,

5

Рис. 3. Поперечный разрез

Рис. 4. Стационарный пункт дистанционного контроля: 1

— металлический репер; 2 — механизм пружинного крепления телескопического става фиксатора с репером; 3 — телескопический став для обеспечения плотного соприкосновения фиксато-

пера с верхней бровкой откоса уступа; 4 р—- саморегулирующийся прижимной пружинный фиксатор; 5 — сферический отражатель жестко связанный с фиксатором; 6 — локальный участок бермы; 7 — стационарный пункт дистанционного контроля; 8 — лазерный сканер

На локальных участках предохранительных и транспортных берм (особо в местах деформационных проявлений и нарушений на откосах берм) для долгосрочных наблюдений организуются пункты реперного контроля, состоящие из рядов металлических реперов 1 расположенных вдоль верхней бровки откоса уступа бермы. Расстояние между соседними реперами в ряду 2.0 — 2.5 м. Расстояние от репера до границы линии верхней бровки откоса уступа бермы от 4 до 6 метров в зависимости от фактического контура линии верхней бровки. Все репера на берме закладываются за линией сдвижения откоса уступа.

Каждый репер оборудуется устройством для его надёжного контакта с поверхностью массива соосно месту заложения репера и состоящему из системы телескопических труб вдвигающихся внутрь себя в сторону металлического репера за счёт воздействия пружинного механизма 2 внутри телескопических труб 3 и имеющего жесткое крепление с репером 1. На конце телескопического става со стороны откоса имеется подпружиненный саморегулирующийся фиксатор 4 в виде

прямоугольной площадки со скошенным срезом в её нижней части незначительной площади (порядка (0.1-0.2 кв. м), который находится в постоянном соприкосновении с породным массивом верхней бровки откоса, перемещаясь в направлении металлического репера через подпружиненную систему телескопических труб при его разрушении. Фиксатор 4 имеет жесткое соединение со сферическим отражателем 5 выполненного из лёгкого материала (металл, пластик ит.п.) и покрытого слоем светоотражающего материала (краска, плёнка и т.п). При разрушении породного массива верхней бровки откоса на локальном участке предохранительной бермы 6, вместе с фиксатором синхронно перемещается сферический отражатель, перемещение которого фиксируются на стационарном пункте дистанционного контроля 7 расположенного на вышележащих бермах или дневной поверхности карьера в диапазоне действия приборов контроля за смещением, например лазерного сканера 8.

Преимуществами предлагаемой установки являются:

• установка отличается компактностью, надёжностью, простотой изготовления, установки и демонтажа на берме, предполагает возможность многократного использования, легко разбирается и собирается, несложна в эксплуатации;

• оснащена совершенной системой регулировки и высокоточной регистрации параметров;

• обеспечивает возможность производства замеров практически из любой точки карьера либо с его поверхности, под различными углами за счёт сферической формы отражателя при условии их прямой видимости с учётом допустимой дальности используемых для замеров приборов контроля.

Рис. 5. Схема размещения установок для дистанционного контроля

Полученные при наблюдениях результаты могут быть использованы при разработке превентивных мероприятий, предотвращающих активное нарушение либо разрушение верхней бровки локальных участков берм, обеспечивая тем самым сохранение необходимой ширины транспортных и предохранительных берм.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Методические указания по изучению выветривания и осыпания пород в откосах угольных разрезов. — Л., 1972. — 67с.

2. Александров И.Н., Шмырко А.Н., Шубин Г.В. и др. Создание безопасных условий отработки сверхглубоких карьеров Якутии. — Новосибирск: Наука 2005. — 180 с.

3. Шубин Г.В., Васильев И.В. Карьерный пункт комплексных наблюдений за состоянием массива многолетнемёрзлых пород локальных участков берм и откосов бортов карьера. Секрет производства (ноу-хау). 2011, 10 с.

4. Шубин Г.В., Васильев И.В. и др. Установка реперного контроля для замеров сработки верхней бровки откосов уступа борта карьера.Решение о выдаче патента на полезную модель/ Заявка № 2012132382/03(051286) от 30.07.2012 г. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Заровняев Борис Николаевич - доктор технических наук, профессор, mine_academy@mail.ru,

Шубин Гоигорий Владимирович - кандидат технических наук, доцент, grigshubin@mail.ru,

Сорокин Владимир Степанович - sorokin@yandex.ru, Николаев Илья Александрович - nikolaev_ilya88@mail.ru, Васильев Иннокентий Васильевич - zaq.300@mail.ru, Северо-Восточный федеральный университет им. М.К. Аммосова.

А

Аннотация научной статьи по энергетике и рациональному природопользованию, автор научной работы — Бураков А.М., Ермаков С.А., Касанов И.С.

Похожие темы научных работ по энергетике и рациональному природопользованию , автор научной работы — Бураков А.М., Ермаков С.А., Касанов И.С.

Текст научной работы на тему «Особенности горнотехнических условий разработки россыпных месторождений Якутии»